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对四川省某岩浆岩型原生金矿(金品位为4.92×10-6)进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。 相似文献
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描述了计算机软件JKsimMet 6.1中文版(简称JK 6.1)应用于某37 t/h钨矿选矿厂的磨矿回路优化研究。该软件可模拟和控制优化选矿厂的磨矿-分级回路,有效减少过粗和过细颗粒的产生,保证磨矿系统处理量的最大化。采用JK 6.1软件模拟的结果应用于生产中的结果表明,沉砂中WO3品位的累积减少了0.17%;在细度相近的情况下,溢流中-10μm粒级产率降低1.16%;沉砂中-10μm粒级产率降低0.63%;同时溢流产品的细度P80从78μm增大至82μm;钢球单耗降低7.69%;电能消耗减少4.77%。 相似文献
3.
在800℃下对从废弃锂离子电池回收的-0.25mm富钴粉体进行焙烧提纯,通过X射线衍射仪(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)、X射线荧光光谱仪(XRF)分析了-0.25mm富钴粉体焙烧前后的物相组成、颗粒形貌、元素组成变化;并通过硫酸双氧水浸出体系测试了焙烧对后续浸出的影响。结果表明,焙烧可有效去除富钴粉体中的有机物,实现钴的初步提纯,钴含量从29.57%提高至52.36%;焙烧过程中,有机物被全部去除,烧失量为36.14%。部分LiCoO_2转变为变为难浸出的Co_3O_4形式,焙烧条件需要进一步优化控制,减少Co_3O_4的产生。 相似文献
4.
采用自主设计的湿式冲击式破碎机以及水介质流化床分选器,利用“破碎-分选-筛分”的选矿处理新工艺,对废旧铅蓄电池的铅膏、塑料、板栅进行有效分离和综合回收.通过调节破碎机中锤头的个数、水介质流化床中流量的大小以达到较好的分选效果.研究结果表明,采用4组锤头、流量为12 m3/h时,分选回收效果较优,此时其中铅膏的产率为73.34 %、回收率为97.97 %;板栅的产率为20.58 %、回收率为98.91 %;塑料的产率为6.08 %、回收率为97.39 %.该方法具有较好的应用前景. 相似文献
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由于青海某贫硫金矿选厂磨矿钢球配比偏大,操作参数不合理,导致了磨矿分级系统磨矿效率低、处理量小、磨矿细度不够等问题。通过实验室前期试验并经球径半理论公式计算,确定现场补加球大小和比例。采用JKsimMet软件模拟工业试验流程,寻找磨矿分级回路最佳参数,进行工业试验。试验结果表明:JksimMet软件可以较好地模拟现场磨矿分级回路,为现场优化提供参考和方案;一段磨处理量提高了6.5 t/h,球耗降低了14.29%,排矿细度增加了27.9%,P80降低了60.91%;二段磨排矿细度增加了31.3%,P80降低了13.31%,实现了磨矿效率提高,处理量增加,节能降耗的目的,磨矿分级系统得到了优化。 相似文献
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云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。 相似文献
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失效锂离子电池破碎后,电极材料钴酸锂和石墨主要富集在-250μm粒级破碎产物中。纯钴酸锂和石墨具有相反的表面润湿性,因而泡沫浮选是一种较为理想的方法,可以实现钴酸锂和石墨的分离回收。然而电极材料颗粒表面被聚偏氟乙烯覆盖,严重影响实际浮选效果。本文主要研究聚偏氟乙烯对电极材料浮选行为的影响。结果表明,聚偏氟乙烯有机层包裹在钴酸锂和石墨表面,造成浮选的困难。因此,首先通过焙烧去除有机层。热重曲线结果表明,焙烧温度660℃,停留时间2 h条件下,聚偏氟乙烯可以被完全去除。有机层去除后,在矿浆浓度为10%,p H值为5,捕收剂用量为0.2 kg/t,起泡剂用量为0.25 kg/t,通过浮选可以回收钴酸锂的品位超过92%,回收率达到93%。 相似文献
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