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云锡公司各选厂产出的以褐铁矿为主体的氧化锡中矿,除含锡、铅及一定数量的铜、锌、铟、镉、铋等有价金属外,含铁达40—45%。采用回转窑氯化挥发法从该中矿中回收锡铅等有价金属,曾取得了较好效果,但半工业试验表明,采用现有的工艺制度,金属的挥发指标仍不甚理想,尤其是锌、砷等在氯化后产出的焙球中的含量,仍高至0.3—0.4%。由于杂质含量较高,此球团还不能直接作为炼铁原料。因此为全面利用此资源,必须进一步提高有价金属的挥发率和降低焙球中杂质含量。根据一系列小型试验提供的工艺技术条件,使用φ_内300×6000毫米回转窑进行了扩大试验,以确定提高有色金属挥发率,以及氯化挥发后焙球中的锡、 相似文献
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云锡三冶锡中矿100吨/日中试车间工程,在有关兄弟单位的共同努力下,历时一年时间,已于1983年12月建成,同月21日正式投料试车,直到84年元月11日为止,共运行31天。经过这次投料试车所得数据表明,全火法流程基本拉通,湿法收尘系统基本正常;废气排放浓度为:Sn<0.43~52.3毫克/标米~3,Pb<0.74~26.3毫克/标米~3,As<1.7~5.1毫克/标米~3,Cl<5.3~52.3毫克/标米~3,F=14.6~70毫克/标米~3。收尘沉淀含Sn26~32%,可以得到合格产品。 相似文献
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气氛和温度对难选锡中矿氯化挥发过程的影响——难选锡中矿氯化挥发研究之一 总被引:1,自引:1,他引:0
《云南冶金》1976,(5)
氯化挥发的实质,是将物料中混入适当的氯化剂或借助气态氯化剂的作用,在高温下使要分离的金属呈氯化物挥发至烟气中,然后设法回收之。氯化挥发法可以综合处理多金属复杂矿石,且可以处理贫矿而扩大资源,同时具有金属提取率高、氯化剂来源较多等优点,现已愈来愈广泛地应用于有价金属的回收和提纯中。云锡公司所产生褐铁矿为主体的多金属氧化锡 相似文献
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《有色金属(冶炼部分)》1974,(10)
一、前言 个旧地区的锡矿石中,除铁和锡以外,其余大部分呈严重风化或铁化的矿物形态存在;有不少的有色金属如铜、铅、锌等都呈非固定状寄生于铁锰矿物中;稀有和稀散金属也都没有单一的矿物存在。几乎所有的有价金属不是以矿物状态就是以元素结合状态与铁矿物紧密共生。总之,细粒锡石与褐铁矿致密连生,并伴生其他有价金属,即是个 相似文献
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《有色金属(冶炼部分)》1976,(5)
平桂矿区是个开采百余年的老矿,原矿性质复杂,大部分锡石成铁锡连生体存在,锡石结晶粒度细,单体分离度差,可选性不好。选矿厂为了保证冶炼对锡精矿质量的要求,致使大量金属损失于尾矿之中,严重影响选矿回收率的提高(选矿回收率一直在 相似文献
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程瑞学 《有色金属(冶炼部分)》1984,(1)
<正> 一、前言锡中矿含有少量的有色金属,如:Sn、Pb、Cu、Zn、As等,其含量在百分之几到千分之几,同时还含有极少量的Bi、Cd、In等。大量存在的是Fe_2O_3和一些SiO_2、 相似文献
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云锡公司所属卡房、黄茅山、大屯等八选厂,除产出锡精矿外,尚产部分多金属难选氧化锡中矿。该中矿含锡1.2~1.8%、铅1.5~2.0%、铁约40%及一定数量的铜、锌、铟、铋、镉等,故为一有价值的资源。遵照毛主席“综合利用大有文章可做”的教导,云锡公司第三冶炼厂,采用回转窑高温氯化挥发法,处理经制粒、干燥的锡中矿球团,以期综合回收 相似文献
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云锡公司所属卡房、黄茅山、大屯等八选厂,除产出锡精矿外,尚产部分多金属难选氧化锡中矿。该中矿含锡1.2~1.8%、铅1.5~2.0%、铁约40%及一定数量的铜、锌、铟、铋、镉等,故为一有价值的资源。遵照毛主席“综合利用大有文章可做”的教导,云锡公司第三冶炼厂,采用回转窑高温氯化挥发法,处理经制粒、干燥的锡中矿球团,以期综合回收上述各有价金属。但在φ1.0×12米半工业窑的运转中, 相似文献
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1978年4月至7月,在“锡中矿回转窑高温氯化挥发三个月半工业连续试验”期间,用φ1×12米挥发窑的烟气,对研制的湿式电除雾的技术性能进行了验证;对在原配置的除尘净化流程后,增加湿式电除雾所组成的“U型降温增湿塔一文丘里洗涤 相似文献
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江西彭山锡矿是生产锡精矿产品为主兼收铜、铁等有用矿物的有色金属矿山。该矿设计采选能力为33t/d。富锡中矿锡品位4%,回收率15%。 由于生产的富锡中矿中杂质含量高,价格低廉。为提高经济效益,开展了从富锡中矿中再选锡精矿的试验研究,当原矿品位为4.76%时,可获得品位为41.70%的锡精矿,回收率51.52%。 一、矿石性质 1.富锡中矿主要元素 见表1 相似文献
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采用氯化挥发法在马弗炉和管式炉中处理含锡尾矿,探索还原剂(无烟煤)和氯化剂(CaCl2)的加入量对有价金属挥发的影响。结果表明,在无烟煤加入量8%,氯化钙加入量21%,石灰加入量5.21%,温度1 000℃,挥发时间3h的条件下,锡挥发率达到96.15%,铅和锌的挥发率分别为96.22%和73.51%。 相似文献
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采用氯酸钠浸出—亚硫酸钠还原工艺从金泥中提金,考察了氯酸钠用量、盐酸用量、浸出时间、温度和硫酸添加量等对金浸出率的影响以及电位对金还原率的影响。结果表明,在液固比2∶1、氯酸钠用量为矿量的5%、盐酸用量1mol/L、时间1h、温度85℃、硫酸添加量40g/L的条件下,金浸出率高于98.5%;控制电位600~700mV,金还原率高于97%,金粉中金品位达到68.5%以上。 相似文献