共查询到20条相似文献,搜索用时 15 毫秒
1.
2.
3.
4.
5.
河南某底吹炉炼铅烟尘Pb含量达44.99%,可作为生产高质量超微细氧化铅粉末的重要资源。试验采用硫酸化焙烧预处理—NaCl浸出酸浸渣—氧化铅前驱体合成—氧化铅粉末生成工艺对超微细氧化铅粉末加工技术条件进行了研究。结果表明:试验确定条件下硫酸化焙烧预处理—水浸工艺的Pb、Cd、As去除率分别达2.67%、96.98%、100.00%,初步实现了铅与镉、砷等杂质元素的分离;NaCl浸出酸浸渣工艺的铅、镉作业浸出率为97.89%和98.12%;氧化铅前驱体合成工艺的铅转换率为97.88%;氧化铅粉末生成工艺彻底改变了晶体的形貌,生成物具有短棒状海绵疏松的微观形貌,长度小于2μm,氧化铅含量达98.31%,属优质超细氧化铅粉末。因此,该工艺为铅冶炼烟尘的回收和超细氧化铅粉末的制造提供了一种新的思路。 相似文献
6.
7.
8.
采用砷碱渣代替碳酸钠与高砷锑烟尘进行协同脱砷并回收其中的有价金属。将碳酸钠、低砷碱渣、高砷碱渣分别与高砷锑烟尘按一定比例混合,通过焙烧-浸出-过滤工艺得到含砷浸出液和有价金属富集渣。结果表明,当原料配比分别为m碳酸钠∶m高砷锑烟尘=0.8、m低砷碱渣∶m高砷锑烟尘=3.0、m高砷碱渣∶m高砷锑烟尘=1.0时,砷浸出率分别为97.5%、96.9%、99.2%; 铅、锑浸出损失少而富集于浸出渣中,渣中有价金属总含量大于68.7%,且浸出渣中砷含量小于1.0%。该工艺砷脱除率高、有价金属回收率高,证明将堆存的砷碱渣直接用作脱砷剂,可以实现以废治废、资源回收,有效降低脱砷成本。 相似文献
9.
在工艺矿物学研究的基础上,对含铅 2.93% 、锌2.80%、银 110.45g/t、硫 26.94%,以及有害元素砷0.53%的云南某含砷铅锌银多金属矿进行了选矿试验研究。结果表明:采用铅优先-锌硫混合浮选再分离工艺,结合铅银矿物高效捕收剂BK915和黄铁矿抑制剂BD,获得了铅品位68.46%、铅回收率88.50%,银品位2358 g/t、银回收率84.37%,砷品位1.45%的铅精矿;锌品位51.32%、锌回收率89.07%,砷品位0.18%的锌精矿;硫品位49.14%,硫回收率82.35%的硫精矿。 相似文献
10.
11.
12.
本研究对三铅锌尾矿中砷的含量、形态、环境风险进行分析评价,并结合产酸试验和静态浸出试验研究砷在各铅锌尾矿中的迁移转化特征和影响因素差异。结果表明:1)调查尾矿中砷含量较高,同时砷的形态有明显差异,其中SXD尾矿99%以上为残渣态,而MY尾矿中砷的非残渣态占到54%以上,TD尾矿中虽然残渣态砷占到88%,但由于尾矿中砷含量很高,故其非残渣态总量也较高。2)调查各铅锌尾矿中的砷具有中~重度生态危害,对此类尾矿库后期利用不能直接进行用于农用地用途的开荒复垦,将对农产品带来严重风险。3)结合砷的总量、生物有效性形态、产酸特性和砷的浸出率综合分析,MY尾矿在各尾矿中砷的含量高、活性最高、生物可利用性强,同时该尾矿含硫高,极易产酸,在酸性条件下尾矿中砷的可移动性加强,因而其砷的潜在生态环境风险最高;SXD尾矿砷含量最低,且尾矿中活性砷含量最低、生物可利用性不强,但由于其易产酸特性,在AMD作用下尾矿中砷的可移动性增强,生态环境风险加剧;TD尾矿砷含量最高,同时也具备相当高占比的活性态砷,但是由于其含硫低,酸缓冲能力强,属于不易产酸的尾矿,因而在一定程度上抑制了尾矿中活性砷的迁移转化,但在强碱性条件下,会促进尾矿中相对稳定的硫化砷溶解、解吸,从而向外环境迁移。4)对于不同类型铅锌尾矿中砷污染的防控或生态修复要结合尾矿产酸特性和赋存砷的生物有效性,采取不同的抑酸或固化/稳定化措施;同时考虑到在西南地区地表径流和垂直入渗是砷污染迁移的主要途径,因而必须加强尾矿库的规范设计、建设与管理,必要时采取阻隔措施。 相似文献
13.
云南某铅锌多金属硫化矿选矿试验研究 总被引:4,自引:1,他引:3
对云南某铅锌多金属硫化矿石进行了浮选试验研究,结果表明采用部分混合浮选的工艺流程,可得到铅品位为68.47%、回收率为88.01%,铜品位为2.47%、回收率为90.60%的铜铅混合精矿;以及锌品位为47.28%、回收率为90.91%的锌精矿。 相似文献
14.
云南某铜铅锌多金属硫化矿石浮选试验 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌含量分别为0.58%、0.75%、3.01%,有害元素砷含量低。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以硫代硫酸钠、腐殖酸钠、六偏磷酸钠为脉石抑制剂、硫酸锌为锌矿物抑制剂、乙基黄药为捕收剂进行铜铅混合优先浮选,铜铅混合精矿以石灰为pH调整剂、EMY-306为抑制剂、Z-200为捕收剂进行铜铅分离,铜铅混浮尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂进行锌浮选,获得的铜精矿铜品位为26.09%、回收率为71.25%,铅精矿铅品位为48.82%、回收率为69.21%,锌精矿锌品位为49.80%、回收率为87.78%。试验取得了较好的分选指标,为该矿石资源的开发利用提供了技术依据。 相似文献
15.
云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。 相似文献
16.
17.
云南某铜铅锌硫化矿铜铅分离浮选试验研究 总被引:9,自引:1,他引:9
云南某铜铅锌矿硫化矿含铜0.60%, 铅2.43%, 锌5.10%, 在现场生产作业中采用“铜铅混浮, 铜铅分离, 尾矿选锌”的浮选工艺流程, 存在的问题是铜铅分离指标不理想, 铜铅精矿互含高。对该矿的铜铅混合精矿进行了铜铅分离浮选小型试验研究, 结果表明, 当混合精矿再磨到-0.074 mm粒级占80%, 以亚硫酸钠、水玻璃和CMC为组合抑制剂代替重铬酸钾抑制方铅矿, 以Z200代替乙黄药作为黄铜矿捕收剂, 进行了铜铅分离浮选, 获得了良好的分选指标, 铜精矿含铜23.30%, 含铅3.30%, 铅精矿含铅64.66%, 含铜0.50%, 实现了铜铅分离。 相似文献
18.
19.
广西某复杂铜铅锌多金属硫化矿石铜、铅、锌、硫、银含量分别为0.64%、0.46%、1.66%、10.08%、33.99g/t,主要金属矿物为黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,矿石中金属矿物之间共生关系密切、嵌布粒度不均匀。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-74μm占75%情况下,采用1粗2精2扫铜铅混浮—1粗1精1扫铜铅分离—1粗1精2扫浮锌—1粗1精1扫浮硫流程处理矿石,可获得Cu品位为23.76%、铜回收率为83.93%、Ag品位为556.76 g/t、Ag回收率为36.81%的铜精矿,Pb品位为48.23%、Pb回收率为64.81%、Ag品位为1 651.76 g/t、Ag回收率为30.49%的铅精矿,Zn品位为45.81%、Zn锌回收率为88.49%、Ag品位为71.34 g/t、Ag回收率为6.69%的锌精矿,以及S品位为44.75%、S回收率为81.39%、Ag品位为37.71 g/t、Ag回收率为20.34%的硫精矿,实现了铜、铅、锌、银、硫的高效综合回收。 相似文献
20.
为解决某锡多金属硫化矿选厂选铅锌尾矿中硫砷的流失问题,对该尾矿进行了综合回收硫砷的选矿试验。试验结果表明:采用弱磁选-硫砷混合浮选-硫砷分离浮选流程,并在硫砷分离浮选时采用砷的高效抑制剂Y-As,可获得硫品位为43.14%、含砷0.56%、硫回收率为64.12%的综合硫精矿和砷品位为12.08%、砷回收率为86.79%的砷精矿,实现了硫、砷的有效分离和回收。 相似文献