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针对双等离子体离子源受气压、磁场强度和放电电流影响,产生的O-离子束亮度不稳定的问题,设计并搭建了一套用于测试离子束亮度的离子光学系统,以SHRIMP II上的双等离子体离子源为对象,通过实验和仿真模拟分别研究了气压、磁场强度和放电电流对O-离子束亮度的影响规律。结果表明:该离子源能够稳定地工作在放电电流大于50 m A,气压为110~170 m Torr(1Torr=133.322 Pa)的条件下;当气压为140 m Torr、放电电流为200 m A、磁场强度为0.25 T时,获得的O-离子束亮度能够达到52.4 A/(cm2·sr)。合理控制离子源工作参数,可以增大O-离子束亮度,提高二次离子质谱的横向分辨率和灵敏度。 相似文献
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阿勒泰某铜铅锌矿提铅降锌浮选工艺 总被引:1,自引:1,他引:0
为降低铅精矿中锌的含量,同时实现铜铅的有效分离,采用铜铅混浮—混浮尾矿选锌的工艺流程,以石灰和硫化钠抑制黄铁矿及部分难免离子,乙硫氮和Z-200浮选铜铅矿物。铜铅粗精矿再磨,细度达到-38μm占85%后,采用硫化钠与活性炭联合脱药,组合重铬酸钾与CMC抑制铅矿物,以Z-200浮选黄铜矿,获得含铜20.13%、含铅6.02%、铜回收率85.09%的铜精矿和含铅48.56%、含锌7.54%、铅回收率77.35%的铅精矿,使铅精矿的锌含量由15%降低到7.54%。 相似文献
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阿勒泰某铜铅锌矿提铅降锌浮选试验 总被引:1,自引:1,他引:0
为降低铅精矿中杂质锌的含量,同时实现铜铅的有效分离,采用铜铅混浮-混浮尾矿选锌的工艺流程,以石灰、硫化钠抑制黄铁矿及部分难免离子,乙硫氮、Z-200浮选铜铅矿物。铜铅粗精矿再磨,细度达到-38 μm占85%后,采用硫化钠与活性炭联合脱药,组合重铬酸钾与CMC抑制铅矿物,以Z-200浮选黄铜矿的抑铅浮铜工艺。试验获得了含铜20.13%、铅6.02%,铜回收率85.09%的铜精矿、含铅48.56%、锌7.54%,铅回收率77.35%的铅精矿,使铅精矿中杂质锌的含量由15%降低到7.54%,实现了铜铅、铅锌的有效分离,同时铜铅分离中降低了重铬酸钾的用量,减小了其对环境的破坏,为铜铅分离寻求低毒无毒药剂提供了新的方向。 相似文献
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对某铜铁硫矿选矿厂进行改扩建设计,在原有选矿厂厂房内,通过优化工艺流程,选用相对大型的设备,将选矿厂生产能力提升至原来3倍多,获得了铜精矿品位提高1.04%,回收率提高3.26%,铁精矿品位提高1.82%,回收率提高6.72%,硫精矿品位提高2.73%,回收率提高5.19%的成果,大幅提升了企业的经济效益,并且改善了车间内操作环境。 相似文献
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宜丰新庄铜多金属矿原分级工艺采用螺旋分级机和水力旋流器组合,浮选给矿呈现细粒级过磨及粗粒级解离度偏低的问题由于黄铜矿单体解离度低,而使分选指标偏低.为了解决黄铜矿的单体解离问题,提高铜精矿回收率,对磨矿分级系统进行改造.将原分级工艺改造为水力旋流器和高频振动细筛的组合流程,改造后的细粒级过磨与粗粒级解离度偏低现象得到改善,提高了黄铜矿的解离度和分选指标.浮选给矿中黄铜矿单体解离度由改造前的78.20%提升至82.50%,分级工艺中采用高频振动细筛后,使铜精矿的铜平均品位提高了1.3个百分点、铜平均回收率提高了2.1个百分点,平均新增效益为357万元/年.实践证明,高频振动细筛应用于铜多金属矿分级在技术和经济上是可行的. 相似文献
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:某铅锌矿含锌2.96%、铅0.85%、铜0.13%、金1.01g/t、银33.70g/t,选厂仅将其当作铅锌矿分选,铜金银等伴生金属未获得综合回收.工艺矿物学研究表明,闪锌矿是锌的主要矿 物,其 嵌 布 粒 度 粗、嵌 布 关 系 简 单,理 论 回 收 率 可 达97.84%;方铅矿是主要的铅矿物,其次是铅矾和白铅矿,方铅矿与闪锌矿嵌布关系密切,部分因氧化蚀变被铅矾包裹,影响铅的浮选,铅的理论回收率仅为88.32%;银主要赋存在游离银矿物和方铅矿中,理论回收率为72.81%;金主要以裸露金和硫化矿形式存在,可随银铅回收;铜主要赋存在黄铜矿中,黄铜矿与硫化矿嵌布关系密切,粒度细、品位低,可随方铅矿回收.基于矿石特性,制定“粗磨铅优先 锌硫混选锌硫分离”工艺,以 GWG221为铅铜金银捕收剂,强化金银回收.新工艺获得铅精矿含铅24.73%、铜3.71%,含银558.64g/t、金13.52g/t,回收率分别为77.69%、76.24%、44.26%和35.74%;锌精矿含锌48.99%,锌回收率为89.56%,铅锌铜金银均获得了综合回收;后续需强化游离银矿物和金的回收,以提高金银回收率. 相似文献