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我矿原工艺流程如图1所示,原矿经过选铅和选锌工序之后,锌尾矿进入φ24m浓缩池1浓缩。由衬胶阀2放出,经旋塞阀3,然后进入搅拌桶4,然后经过4寸砂泵5送到浮选的选硫工序。旋塞阀3的作用是控制矿浆的流量.以防搅拌桶的矿浆漫出或抽空,需要定人调节。搅拌由5.5kV电机带动,以防矿浆沉淀,用取样桶从中可以取样,测量浓度,节流阀7的作用控制泵的流量,保持矿的浓度。 相似文献
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某选矿厂为了回收利用选铜、锌后尾矿中的铁、硫资源,实现伴生矿产资源的综合开发利用和有价组分的梯级回收,针对选锌尾矿中的磁黄铁矿在选锌过程中被大量石灰抑制可浮性变差的问题,通过在磁场强度175 kA/m的条件下进行弱磁选,弱磁选尾矿经1粗3精1扫浮选流程得到了硫精矿1;弱磁选精矿再磨至-0.038 mm87.50%后,经1粗3精3扫流程获得硫精矿2,两者合并获得了硫品位31.15%、硫回收率81.62%的最终硫精矿;将弱磁精矿浮选后尾矿再进行弱磁选,得到了铁品位64.87%、铁回收率35.09%、含硫4.19%的铁精矿,实现了铁、硫资源的综合回收。 相似文献
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探索研究了锌浮选作业浓度对选锌回收率的影响,试验结果表明,提高锌循环浮选作业浓度对提高锌的回收率是有利的。针对浮铅尾矿矿浆样,将铅尾矿浆样浓缩至浓度为45.16%,锌回收率可达96.46%;而当铅尾矿浆浓度为32.07%时,锌回收率仅为91.57%,锌精矿中锌的回收率增加了4.92%。针对原矿综合样,在铅尾矿浆不浓缩情况下,锌回收率为90.07%;而若将铅尾矿浓缩至浓度为45%左右,锌回收率为91.39%,锌精矿中锌的回收率增加了1.32%。 相似文献
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针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。 相似文献
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用重选法从铅锌浮选尾矿中回收黄铁矿试生产成功 总被引:1,自引:0,他引:1
《有色金属(选矿部分)》1991,(2)
<正> 我矿铅锌浮选尾矿富含黄铁矿。原采用在尾矿库自然沉积,从尾矿矿浆流源头的黄铁矿富集带中用人工挖掘部分黄铁矿作为硫精矿出售,硫精矿质量低且不稳定,黄铁矿损失大。为了保证硫精矿质量,提高硫回收率和企业经济效益,在广州有色金属研究院的协助下,我矿新建一座用螺旋溜槽—旋流器从铅锌浮选尾矿中回收黄铁矿的重选车间。通过试生产及半年以来的生 相似文献
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通过多碎细磨、原矿分级溢流优先浓缩脱水,进行了高浓度选铅银、选锌,锌尾矿再浓缩脱水选硫、选锰,同时匹配合理的选矿药剂,原矿浓缩水回用于磨矿分级和选铅,锌尾浓缩水回用于选锌,尾矿浓缩水回用于选硫、选锰,剩余各种废水经适度处理回用于选铅和磨矿分级等,使一段磨矿细度-74μm从70%提高到80%,铅、锌、硫入选初始浓度分别提高到50%、40%、50%,选矿废水全部分质回用。铅锌硫银回收率分别提高了1.5、2.83、13.57、1.01个百分点,硫精矿主品位从38.9%提高到46.5%,设备减少40%、能耗降低25%,节约了选矿药剂消耗和废水处理费用,实现了铅锌多金属矿产资源的高效回收和节能环保。 相似文献
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<正> 硝酸铵是黄铁矿、磁黄铁矿的活化剂。在红透山铜矿选矿厂选硫循环添加129克/吨硝酸铵,提高硫回收率2.15%,每年可增产硫精矿4226吨,效益30余万元。该厂的浮选工艺是:经过铜硫混合浮选、铜硫分离浮选,得到铜精矿和优质硫精矿;铜硫混选尾矿选锌得锌精矿;选锌尾矿再选硫得次硫精矿和最终尾矿。在上述浮选过程中,易选的硫矿物(大部分黄铁矿和部分磁黄铁矿)已在铜硫混选循环回收,进入锌尾选硫循环的硫矿物以难浮的磁黄铁矿为主,选硫作业回收率很低,平均为45%左右,小型试验也只能达到50%。为提高硫回收率,进行了添加硝酸铵的试验。 相似文献
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邝镇国 《有色金属(选矿部分)》1987,(2)
通过锌硫混合精矿管道输送-分离试验,证明可以用管道输送锌硫混合精矿。矿浆在高碱度介质中(pH11.—12.5)存放48小时,锌-硫浮选分离指标不变,但在与氧充分接触的情况下输送,分离指标将随输送时间的延长而下降;在矿浆输送过程中补加丁基黄药,可以改善浮选分离指标。矿浆输送时的温度也影响分离指标,温度越高,指标越差。 相似文献
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浮选分级—抑制及再活化硫化矿混合精矿的分离浮选研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对从苏州高岭土尾矿中用浮选法得到的硫化矿混合精矿进行了硫及铅锌混合精矿的分离浮选试验研究。在不磨矿的条件下,采用浮选分级-抑制及再活化浮选方法获得了铅、锌品位分别为19.95%、30.1%,回收率分别为82.00%、81.29%的铅锌混合精矿和硫品位和回收率分别为52.49%、75.5%的硫精矿。 相似文献
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铜锌硫直接优先浮选,采取低pH值选锌,锌浮选尾矿浓缩,在硫浮选循环使用硝酸铵、聚丙烯酰胺组合药剂,提高硫回收率7%,超过铜硫部分混合浮选硫回收率指标。 相似文献
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尤溪铅锌矿矿石性质复杂、高硫,闪锌矿、方铅矿与脉石嵌布关系密切。根据矿石性质,通过优化药剂制度,改造与优化浮选流程结构,将优先浮选工艺流程改为部分优先部分混合浮选流程,成功地实现了低碱条件下,方铅矿与闪锌矿的高效分选,提高了精矿指标,优化了产品结构,同时降低了浮选药剂成本。与改进前相比,改进后的工艺流程及药剂制度获得的铅精矿品位提高了2.33%;锌精矿中锌品位提高了2.01%,回收率提高了1.83%,有效的降低了尾矿中铅、锌金属的损失,特别是锌金属的损失。同时选锌尾矿可进一步选硫,增加了硫精矿产品,生产优质硫精矿,提高硫精矿回收率。该工艺为同类型多金属矿山综合回收矿产资源提供新的有效途径,具有一定的推广价值。 相似文献
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我矿选矿厂是将原矿石经“磨矿、选别”之后,精矿浆从主厂房精矿池到过滤精矿池采用4PNJ胶衬砂泵来输送,采用6PNJ胶衬砂泵将精矿浆从过滤精矿池打到过滤总分矿箱.再经“过滤脱水”,得到合格质量的铁精粉。由于西石门铁矿矿石结晶粒度较粗,矿粒在较大粒级时就可以完全的单体解离,并且得到合格粒级的磨矿产品,亦即试验测得最终精矿中-200目含量仅为60%。为此,利用胶衬砂泵输送矿浆时, 相似文献
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针对广西某低品位复杂铜锌多金属矿进行了选矿试验研究, 在磨矿细度-74 μm粒级占85%的情况下, 通过一粗三扫四精优先选铜、选铜尾矿一粗两扫三精选锌、选锌尾矿一粗两扫两精选硫砷、硫砷混合精矿一粗两扫两精再分离、中矿顺序返回的闭路试验流程, 获得铜精矿铜品位16.29%、铜回收率51.48%, 锌精矿锌品位45.61%、锌回收率72.15%, 硫精矿硫品位36.35%、砷品位0.67%、硫回收率46.09%, 砷精矿砷品位31.54%、砷回收率75.10%, 综合回收了矿石中的有价元素。 相似文献
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某硫精矿中损失的铅、锌金属主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,且方铅矿及闪锌矿的嵌布粒度细、单体解离度低,选别回收相对困难。采用抑硫浮选铅锌混合精矿的工艺流程,并通过立式螺旋搅拌磨机与水力旋流器分级构成的闭路循环对混合粗精矿进行再磨,磨矿细度达到-45μm含量占94.91%,再经3次精选,获得了铅品位11.01%、锌品位42.29%及铅回收率33.03%、锌回收率57.53%的铅锌混合精矿,硫精矿中杂质铅、锌含量之和从2.50%降低到了1.28%。通过进一步提高入选硫精矿的矿浆质量分数,并对立式螺旋搅拌磨机的操作和磨矿介质进行优化,可获得更好的选矿技术指标。 相似文献
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