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提高某铅锌矿硫精矿回收率研究

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摘要

第1章 文献综述

1.1 黄铁矿资源综合利用

1.2 黄铁矿分选工艺

1.3 黄铁矿的抑制和活化研究

1.4 尾矿中回收黄铁矿研究现状

1.5 选矿效率

1.6 研究背景、目的与意义

1.6.1 研究背景

1.6.2 研究目的与意义

第2章 原料性质与技术路线

2.1 浮选尾矿物料性质

2.1.1 化学多元素测定

2.1.2 硫的物相分析

2.1.3 矿物组成分析

2.1.4 粒度组成和硫的粒级分布率

2.1.5 矿物产出形式

2.1.6 黄铁矿的解离度与嵌连关系

2.1.7 浮选尾矿物料性质小结

2.2 旋流器给矿物料性质

2.2.1 化学多元素测定

2.2.2 硫的物相分析

2.2.3 矿物组成分析

2.2.4 黄铁矿单体解离度测定

2.2.5 粒度组成与硫的粒级分布

2.2.6 旋流器给矿物料性质小结

2.3 技术路线

2.4 试验设备和药剂

第3章 试验室试验研究

3.1 浮选尾矿再选试验

3.1.1 粗选条件试验

3.1.2 开路试验

3.1.3 粗精矿再磨-浮选试验

3.1.4 粗精矿再磨-浮选开路试验

3.2 旋流器溢流浮选试验

3.2.1 粗选条件试验

3.2.2 开路试验

3.2.3 闭路试验

3.3 旋流器沉砂独立分选试验

3.3.1 浮选速率试验

3.3.2 旋流器分级试验

3.3.3 耗酸量试验

3.3.4 黄铁矿活化剂对比试验

3.3.5 粗选条件试验

3.3.6 开路试验

3.3.7 闭路试验

3.4 试验小结

第4章 工业试验研究

4.1 浮选尾矿再分选工业试验

4.2 旋流器沉砂独立分选工业试验

4.3 工业试验小结

第5章 结论

致谢

参考文献

攻读硕士学位期间发表的论文与专利

读硕士学位期间参加的科研项目

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摘要

本研究以提高某铅锌矿硫精矿回收率为目的。对该铅锌矿黄铁矿分选工艺流程考察发现,该工艺流程的两部分尾矿硫损失率合计达15.24%,其中浮选尾矿硫品位为5.40%、硫损失率为8.92%;旋流器溢流中硫品位为15.00%、硫损失率为6.33%。
  通过对尾矿的工艺矿物学研究,查明了尾矿的化学组成、矿物种类、黄铁矿单体解离度、矿物嵌连关系以及粒度组成等,为尾矿分选方法的确定提供了理论依据。在工艺矿物学研究的基础上,开展了浮选尾矿再选试验、旋流器溢流浮选试验和旋流器沉砂独立浮选试验。
  实验室试验研究中,浮选尾矿经一次粗选两次精选开路试验流程,可获得硫品位为35.50%,作业回收率为55.25%的硫精矿。采用粗精矿再磨-浮选开路试验流程可获得硫品位为43.50%,作业回收率为50.00%的硫精矿。旋流器溢流经一次粗选两次精选一次扫选闭路试验流程,可获得硫品位为43.50%,作业回收率为69.81%的硫精矿。旋流器沉砂经一次粗选两次精选一次扫选闭路试验流程,最终可获得硫品位为46.50%,作业回收率为88.88%的硫精矿。
  在试验室研究基础上开展了工业试验,通过旋流器沉砂独立分选工业试验,获得硫品位为47.22%,回收率为88.85%的硫精矿。硫精矿回收率提高了4.09%。

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