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大龙山选厂钨细泥回收工艺的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对漂塘钨矿大龙山选厂原细泥生产流程现状 ,对其钨细泥处理工艺进行了改进和完善 ,增设了以磁—重流程为主体的磁 -浮 -重细泥回收工艺 ,通过试验并投入生产使用 ,使钨细泥精矿品位提高10%、细泥作业回收率提高30%。 相似文献
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锡粗精矿含锡品位6.5%,杂质多,含铜0.577%,含硫15.28%,含砷4.64%,合钨0.15%,其粒度粗,比重大,粗粒级解离度低。采用方案1:“浮-重”精选工艺;方案2:“重-浮-重”精选工艺对比试验,生产建议流程选用“浮-重”精选工艺处理锡粗精矿。“浮-重”精选工艺试验获得锡精矿品位44.78%,其回收率84.55%,锡富中矿品位2.092%,回收率7.82%,锡综合回收率92.37%,锡综合回收率比“重-浮-重”精选工艺试验提高3.49%。企业自己精选加工锡粗精矿比对外串换,按2015年价格计算日创效1万元。 相似文献
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针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10-6,银品位为14.24×10-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明:采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na2S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10-6,银品位300.36×10-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。 相似文献
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一、前言 采金船在回收金的重选工艺过程中,亦同时富集伴生的重砂矿物,重砂矿物产率的增大,必将更有利金回收率的提高。就自然金而言,“富集效应”将主要分选对象“石英砂”变换成比重较大的“重砂矿物”。为此,使金分选作业的重力“可选性系数”大大降低,理论上由9.11降至3.87,于是增加了分选难度。实际不仅如此,现场作业中的观察,有一部分自然金,在作业选别终止时,却处在层上(重砂层)、“带后”(重矿带)的位置。无疑,这主要是分选对象间 相似文献
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<正>面对日益激烈的市场竞争,下垄钨业有限公司致力于科技管理,大力实施科技兴企战略,抓住时机增强企业综合竞争力,实现科技工作新突破。一是钨细泥综合回收工艺流程优化研究取得成效。由单一重选工艺流程优化为"脱硫浮选-摇床-离心机分选细泥"工艺流程,从分段试车到联动试车,技术指标不断提高,钨、钼、铋作业回收率分别提高10%、20%和15%;二是多金属硫化矿无氰分选工艺研究试验成功。2014年3月份开始试验,6月底取得成果,浮选铋精矿品位提高10%,回收率提高5%,终止了延用数十年剧毒氰化物综合回收浮选选矿药剂的历史;三是实施全泥黑白钨共生矿混合浮选药剂及工艺研究。711月 相似文献
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青海某含磁黄铁矿铅锌矿现阶段使用:“铅优先浮选-铅尾矿磁选脱磁黄铁矿-磁选尾矿浓密后锌硫分离”原则工艺流程处理原矿矿石,由于现阶段磁选脱硫作业生产流程稳定性差、脱硫产品中重金属含量高致使硫精矿产品不合格,锌硫分离指标差,所以进行了磁选脱硫流程考查工作。通过分析磁选工艺流程、磨矿分级效率、磁精矿产品质量等确定了影响提高磁选脱硫作业效率的关键因素,并以此为依据对原有的磁选脱硫流程进行了工艺优化,工艺优化后的现场生产磁选脱硫作业产率由原有的11.51%提高至18.22%,降低了后续锌硫分离的难度,且磁精矿含Zn由优化改造前的0.74%下降至0.19%,达到了合格硫精矿的销售标准。 相似文献
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本文通过对“富氧侧吹氧化熔炼+炉渣集中还原”周期性作业处理二次镍精矿生产金属化镍锍工艺可行性的研究,结果表明:经过集中还原处理后渣含镍由7.63%可降至0.66%,产出金属化镍锍(Ni+Cu≥76%,Fe<3%,S:16%~20%),达到了二次镍精矿的短流程“熔化、除铁、降硫”的目的。最佳工艺参数为氧料比10~45 Nm3/t精矿,还原剂率为0.5%~1%。“富氧侧吹熔池熔炼+炉渣集中还原”周期作业方式可产出金属化镍锍,明显提高镍阳极板成材率,大幅提高热利用率、生产效率和产能,并降低生产成本。 相似文献
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夹皮沟矿业公司选冶工艺优化改造 总被引:1,自引:0,他引:1
夹皮沟矿业公司选矿厂提金工艺为全泥氰化炭浆工艺,在10多年的运行中,通过对工艺不断地优化改造,如氰化隔炭筛、浸前浓密机溢流水全液静态吸附、含金废液炭吸附槽、氰化电积金泥、钢毛火法泼珠工艺、氰化作业运行方式、磨头筛筛孔、炭酸洗作业等优化改造,提高了金选冶回收率,且在节能降耗的同时降低了工人的劳动强度,改善了作业环境,取得了很好的应用效果。 相似文献
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红透山铜矿有两座尾矿库,现有存量300万t,每年可增加尾矿量10万t,尾矿中含有黄铁矿、磁黄铁矿,硫品位为6%左右。通过新坝尾矿氧化层、新坝尾矿未氧化层、老坝尾矿、和老坝液体尾矿的试验研究,确定新坝尾矿的未氧化层是最可回收利用的硫资源。这种尾矿在不经磨矿的情况下,小型试验一次粗选硫品位可达到37.918%,二次扫选回收率接近82%。考虑生产上的波动,精矿品位按36%,回收率50%,建1000t/d的选厂,年经济效益为15.8万元。 相似文献
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介绍了铁山垅钨矿钨锡分离工艺流程及其改进情况。对原分离工艺产出的精矿质量不高 ,金属互含大 ,回收率低 ,与处理含钨锡品位较低的原料不相适应的状况进行工艺流程改进,使用有机抑制剂 ,取得了白钨精矿品位达68.3% ,回收率90.39% ,锡精矿品位达61.4% ,回收率96.87%的理想指标 ,并获得了较好的经济效益。 相似文献
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高效射流浮选机用于辽宁某铅锌矿矿石浮选生产中,简化了流程,节省了占地面积,降低了能耗。在原矿铅品位2.5%、锌1.6%的情况下,取得的选别指标:铅精矿品位60%、回收率87.6%;锌精矿品位54%,回收率85.4%。 相似文献
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半自磨机排出的顽石硬度大、球形度高,具有磨矿介质特征。针对某铜硫金矿选矿厂分级机沉砂样,以顽石与钢球混合配比作为粗磨磨矿介质、全顽石作为粗精矿再磨介质,采用“铜硫混合浮选-粗精矿再磨-铜硫分离”工艺流程进行了浮选试验。在最佳条件试验的基础上进行闭路试验,最终可获得铜品位为18.45%、铜回收率为86.89%,金品位为16.68×10-6、金回收率为55.78%的铜精矿,高于工业生产实际指标。试验证实了顽石作为磨矿介质,在粗精矿细磨领域具有非常好的应用前景。 相似文献
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针对新疆某黄金矿山的矿石性质变化造成现有的浮选药剂与矿石性质不匹配,导致生产指标失稳,使得金的回收率产生较大波动的问题,进行了合理的实验室试验和全流程闭路试验。根据矿石的工艺矿物学特征,以传统的硫化矿浮选工艺为基础,采用富硫化物的方法辅之高效的浮选药剂,提高了硫化矿中的有价成分金的回收率。在实验室条件试验的基础上确定了合理的工艺流程、浮选药剂和浮选时间,品位为6.5×10-6的原矿金回收率由原来的84%提高到90%,浮选金精矿品位为60×10-6,尾矿为0.4×10-6。在原矿品位和精矿品位不变的条件下,实验工艺流程更环保,浮选时间更合理,回收率更高,为企业创造了可观的经济效益,同时也节约了资源。 相似文献