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铅精矿回收率

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铅精矿回收率百科

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何谓矿石回收率?

2019-01-14 14:52:41

何谓矿石回收率?  开采后所得到的矿石量Q’与矿石工业储量Q的百分比称为回收率。  p=Q’/Q*100%  如果Q’代表开采所得的净矿石量,p就称为实际回收率,如果Q’代表有废石混人的采  出矿石量.则P称为视在回收率。

废弃金属回收率

2018-12-13 15:20:55

废弃金属回收率 关键字:* 回收率  是指从废液(废电镀液、蚀刻液)与废弃固体物(覆铜板与印制板、粉粒、泥渣)中提取金属物,包括铜、镍、金、锡等金属,以总量的百分比计算。 计算方法如下: w R Rr M M = M 式中:MR r ——废弃金属回收率,%; MR ——回收金属量, kg; MW ——废物中金属含量,kg。.

选矿回收率与金属平衡

2019-01-18 13:26:54

金属平衡表分为理论金属表和实际金属平衡表两种: 理论金属平衡表是根据在平衡的期间内的原矿石和最终选矿产品(精矿与尾矿)所化验得到的品位算出的精矿产率和金属回收率,因未考虑过程中的损失,所以此回收率称为理论回收率,此金属平衡表称为理论金属平衡表。它可以反映出选矿过程技术指标的高。一般按班、日、旬、月、季和年来编制。可作为选矿工艺过程的业务评价与分析资料,并能够根据在平衡表期间内的工作指标。对个别车间、工段和班的工作情况进行比较。  实际金属平衡表。是根据在平衡表期间内所处理矿石的实际数量、精矿的实际数量(如出厂数量及留在矿仓、浓密机和各种设备中的数量)以及化验品位算出的精矿产率和金属回收率,所以此回收率称之为实际金属回收率,此金属平衡表称之为实际金属平衡表。它反映了选矿厂实际工作的效果。一般实际金属平衡表按月、季、半年或一年编制。 选矿过程中金属流失集中反映在实际回收率与理论回收率的差值上。由于理论平衡表没有考虑选矿过程各个阶段中金属的机械损失。因此,理论平衡表的金属回收率一般都高于实际平衡表的金属回收率,但有时也会出现反常现象,实际回收率高于理论回收率,这主要是因为取样的误差、原矿与选矿产品的化学分析及水分含量的测定的误差,以及原矿与选矿产品计量的误差等所造成的。一般要求理论金属平衡表的回收率和实际金属平衡表的回收率之间的差值,对于浮选厂正差不能大于2%,不应出现负差。重选厂正负差不能超过1.5%。  比较理论金属平衡表和实际金属平衡表,能够揭露出生产过程中金属流失的情况。差值愈大、说明选厂在技术管理与生产管理方面存在的问题愈多。这就要查明生产过程的不正常情况,以及取样、计量与各种分析和测量上的误差,并及时予以解决其计算方法如下:如某硫化铜矿原矿中铜品位为0.9%,精矿中铜品位为18.0%,如果每昼夜处理原矿石重量为400t,得精矿重量为15t,实际回收率为 ×100%=75%。原矿品位α、精矿品位β和尾矿品位θ (单位:%)  选矿技术监督部门一般通过实际回收率的计算,编制实际金属平衡表。通过理论回收率的计算,编制理论金属平衡表。两者进行对比分析,能够揭露出选矿过程机械损失,查明选矿工作中的不正常情况及在取样、计量、分析与测量中的误差。通常理论回收率都高于实际回收率,但两者不能相差太大,在单一金属浮选厂一般流失不允许相差1%。如果超过了该数字,说明选矿过程中金属流失严重。 入厂原矿中金属含量和出厂精矿与尾矿中的金属含量之间有一个平衡关系,若以表格形式列出即称之为金属平衡表。Q--原矿量/吨 α--原矿品位/% θ--尾矿品位/% β—精矿品位/% K--精矿的重量/吨 V--尾矿的金属品位/% Ss--损失部分的重量/吨 θs--损失部分的金属品位/%

如何提高锑矿选矿回收率

2019-01-16 17:42:27

一、改善和提高现有选矿技术水平。      具体包括: 1 浮选药剂制度是提高选矿技术水平的关键,主要是寻找一种经济有效的氧化锑矿石的捕收剂,必须通过选矿试验研究,才能实现这一目的。 2 在现有工艺流程结构及条件下,通过加强操作管理和调整工艺条件以适应原矿性质的变化。对每一环节都要严格管理,球磨作业条件控制是降低选矿成本和提高浮选效果的关键,添加药剂的方式可考虑分段添加以提高药效和减少药剂耗量,通过控制补加水量来提高粗选浓度同时降低精选浓度,以保证粗选的回收率和提高精矿品位,还需通过调节矿浆pH值来保证有用矿物的选择性浮选; 二、对选矿设备要定期维修,同时在条件许可的情况下对老化设备进行更换。

提高铜矿铜回收率试验研究

2019-01-18 09:30:13

铜在国民经济发展中具有重要的战略地位,铜矿资源更是不可再生的短缺资源。我国铜矿资源人均储量少且以贫铜为主,大型铜矿少,随着矿山开采的深入,矿产资源日趋贫、细、杂,选别作业难度增加,况且随着国民经济的高速发展,对高品质的矿产原料和金属的需求量不断增加,使供需矛盾也日益加大。如何提高铜矿产资源的综合利用率,缓解供需矛盾,保证国民经济的可持续发展,已成为技术创新的重大问题之一。        因此,针对我国铜矿资源的特点,加大低品位铜矿资源深度开发,实现矿产资源的综合利用,有利于缓解我国铜工业存在的供需矛盾,具有重大的经济意义和社会意义。 本课题选择铜陵有色集团安庆铜矿的的铜铁多金属共生矿为研究对象,矿石中的金属矿物以黄铜矿、磁铁矿、(磁)黄铁矿等硫化矿物为主,原矿性质较为复杂;由于选矿生产中存在严重粗粒欠磨、细粒过磨,供矿性质复杂多变,药剂制度不合理等多种不利因素影响,精矿产品回收率偏低,有价元素得不到充分的利用。本文在对该矿石主要矿物组成和嵌布关系深入研究及原选矿工艺存在问题分析的基础上,以提高选铜回收率和综合回收有益金属为目的,结合矿石性质特点,在实验室中通过改变 ①磨矿条件:球磨操作条件、球磨机球比、磨矿浓度、磨矿细度等; ②浮选药剂条件:捕收剂种类和用量、起泡剂用量、矿浆PH值等环节的浮选试验; ③浮选工艺流程:根据彭会清教授的中矿选择性分级再磨技术优化原有选矿流程,确定了新的磨矿条件、浮选药剂制度和选矿工艺流程,取得了比较理想的铜硫选别指标,为选矿厂进行全流程技术改造提供了详实的理论依据。         在小型试验理论研究分析的基础上,对安庆铜矿新的浮选新工艺进行了半工业连续优化验证试验,通过选矿工艺的优化、调试,新工艺的选矿指标有较大的提高。半工业对比试验表明,新的磨矿条件可以提高球磨机处理能力约11%,降低能耗,同时有效的减少返砂量,提高分级效率,明显的优化浮选给矿粒度组成,使浮选指标得到;与此同时,使用中矿选择性再磨技术,突破了阶段磨矿,循序返回的传统浮选工艺模式,在不增加磨机情况下,实现了铜中矿选择性分级再磨再选,形成了磨浮大循环,可以明显的提高中矿的单体解离度从而有效的提高了铜的回收率。同时也为同类矿山的技术改造提供了一定的借鉴作用。本课题有很好的发展前途和应用前景。

金属回收率定义是什么?提高金属回收率意义是什么?

2019-01-21 10:39:10

选矿作业的目的是把原矿中的金属选入精矿,这个选分过程的完全程度用精矿中的金属重量对原矿中该金属重量的比来评定,这个比值叫做金属回收率。通常用希腊字母ε(读艾皮西龙)代表,用百分数表示。 每一个选矿工人都应该关心金属回收率的提高。提高金属回收率,意味着尽最大可能将原矿中的金属选别出来,减少金属损失,则需要各工种密切配合。例如:磨矿工人应该认真按技术规范操作,完成规定的磨矿与分级各项作业指标,使矿石达到规定的单体分离度要求,以利于选别作业。选别工人精心操作,认真调整,尽可能将已单体分离的金属矿物选别上来,降低进入尾矿的金属含量。 因此,金属回收率高低,除了矿石可选性好坏客观因素外,更主要是标志选矿厂管理工作好坏和技术操作水平的高低。所以说提高金属回收率是十分重要的。         但是应该注意,提高金属回收率应该以不降低精矿品位为前提。如果盲目地为提高金属回收率,而不顾精矿品位下降,是片面的,得不偿失的。只有在保证精矿品位不降低的前提下,来提高金属回收率。保证精矿品位不降低与提高金属回收率,是矛盾的统一,要辩证的去看待。这就要认真掌握技术操作条件下,主要工种间要密切配合,围绕保证精矿品位不降低,而金属回收率又能提高来进行工作。

选矿金属回收率如何计算

2019-01-17 09:44:12

选矿金属回收率是指选出的铁精矿金属量占处理原矿金属量的百分比。它反映选矿过程中金属的回收程度。选矿金属回收率分别计算实际回收率和理论回收率两个指标。其计算公式为: 实际金属 回收率(%)= 铁精矿量(吨)×铁精矿品位(%) ×100%处理原矿量(吨)×处理原矿品位= 【铁精矿量(吨)×铁精矿品位(%)】÷【处理原矿量(吨)×处理原矿品位】 ×100%理论金属回收率(%)= 铁精矿品位(%) ×(处理原矿品位(%)一尾矿品位(%) ×100%处理原矿品位(%)×(铁精矿品位(%)一尾矿品位(%))=【铁精矿品位(%) ×(处理原矿品位(%)一尾矿品位(%))】÷【处理原矿品位(%)×(铁精矿品位(%)一尾矿品位(%))】 ×100%计算说明:(1)实际金属回收率是选矿过程中实际回收金属量所占的百分数;理论金属回收率是用来验证实际回收率的精确程度,检查生产技术管理水平高低的指标,两者的关系是:实际金属回收率= 理论金属回收率一选矿机械损失率在正常情况下,理论金属回收率总是大于实际金属回收率,即机械损失率总是正值。如果机械损失率过大或出现负值,则说明在计量、取样、化验等方面有不准确的地方,应及时检查并改进。(2)为了便于综合汇总,理论金属回收率的母项为原矿金属量,其于项为理论精矿金属量,它是以理论金属回收率与原矿金属量的乘积反求而得。(3)铁精矿量以扣除水分后的干量计算。(4)对于采用在进入磨矿机前先由磁滑轮、重介质等粗选工艺的,其实际回收率可采取下列分段金属回收率的连乘积,然后再用精选回收率的子项数字反求母项数字。 分段金属回收率的计算公式为: 粗选实际金属回收率(%) = 选出矿石量(吨×选出矿石含铁品位(%) ×100%处理原矿量(吨)×处理原矿含铁品位(%)=【选出矿石量(吨)×选出矿石含铁品位(%)】÷【处理原矿量(吨)×处理原矿含铁品位(%)) 】 ×100%精选实际金属回收率(%) = 铁精矿产量(吨) ×铁精矿含铁品位(%) ×100%入磨矿石量(吨)×入磨矿石含铁品位(%)=【铁精矿产量(吨) ×铁精矿含铁品位(%)】÷【入磨矿石量(吨)×入磨矿石含铁品位(%)】×100%入磨矿石品位应与粗选(简单选别)选出矿石品位一致,均由取样化验的加权平均数求得。当粗选选出矿石全部入磨时,入磨矿石量与粗选选出矿石量也应一致。(5)凡有两种或两种以上选矿产品,在计算理论金属回收率时,应从矿石开始按行列式法进行计算。其计算公式为第一种产品理论金属回收率(∑A): ∑A = a1[(a-a3 )(b2-b3)-(a2-a3)(b-b3)] ×100%a[(a1-a3)(b2-b3)-(a2-a3)(b1-b3)]第二种产品理论金属回收率(∑B): ∑B = b2[(a1-a3)(b-b3)-(a-a3)(b1-b3)] ×100%b[(a1-a3)(b2-b3)]-(a2-a3)(b1-b3)计算公式符号见表2-2-1。表2-2-1产品理论全同回收率计算公式符号种类矿量(吨)含铁品位(%)AB原矿1Ab第一种精矿AC1A1B1第二种精矿BC2A2B2尾 矿C3A3B3

提高独立银矿浮选的回收率

2019-01-24 09:36:27

为了提高独立银矿浮选的回收率,采取了三方面的措施:一是针对银矿物嵌布粒度的粗细特点,尽可能使银矿物充分解离,提高银的回收率;二是选择中性或弱碱性的浮选矿浆碱度和选用碳酸钠作浮选矿浆的调整剂,提高银的浮游性;三是搭配使用黄药与黑药,增强对银的捕收能力。 近年来,在国家一系列优惠政策鼓励下,我国在共、伴生银矿的综合选矿回收方面得到了加强,许多矿山和炼厂重视了银的回收,但是总起来看,选矿技术设备没有重大发展,银的回收率不高,不同矿山尾矿中含银很高(10~30g/t),而未予回收。 银矿石经选(或选冶)后,所得到的产品有银精矿、银泥和各种有色金属的含银精矿。目前对前两者通常采用火法熔离(反射炉、电炉、坩埚、鼓风炉、闪速炉),或者用湿法冶金分离提取,再行电解精炼;后者主要是在冶炼有色金属过程中,半银富集到阳极泥(主要是铜、铅阳极泥)中综合回收。在我国98%的白银是从各类有色金属矿的冶炼阳极泥中回收的。

钼矿选矿提高回收率流程

2019-01-18 13:26:58

钼是贵重的稀有金属,在钼铁生产中,钼矿占总成本的97.5%。所以,最大限度的提高钼的回收率对降低成本,提高经济效益十分重要。必须抓住有可能造成钼损失的环节严格控制。 (1)MoO3(s)蒸气压高,易升华。因此减少MoO3(s)的升华量及回收含钼粉尘是必须注意的重要环节。 (2)在钼精矿焙烧中要准确控制焙烧温度,尽量减少MoO3(s)的升华量,同时要有高效净化系统,将回收的钼尘重新焙烧。 (3)在冶炼中,密封炉体不但能降低热损失,降低还原剂铝的用量,也可降低渣中钼损失量,同时也有利于烟气的净化除尘。除尘器收集的含钼粉尘造块后可返回冶炼。如果粉尘中含有其他金属元素则应考虑粉尘的综合利用。 (4)钼铁渣中夹杂的钼铁颗粒必须回收,可将炉渣破碎用磁选方法回收。 (5)精整屑和炉底结瘤铁是数量最大的含钼返回料,应配入熟钼矿重新冶炼。钼的性质钼是一种银白色的难熔金属,熔点为2615℃,密度为10.2克/厘米3,膨胀系数小,几乎与电子管的特殊玻璃的膨胀系数相同。

提高铁回收率的实验研究

2019-02-21 12:00:34

某选矿厂八系列是典型的接连磨矿-弱磁-反浮选工艺流程处理磁铁矿石的出产系列,但由于其矿石性质比较复杂,并存在磁铁矿与氧化矿的混矿现象,使该系列自投产以来铁的收回率一向比较低。在现在资源日趋严重的情况下,充分利用资源,进步铁的收回率,就显得特别重要。为此,针对选矿广详细出产方针情况,展开了进步铁收回率的实验研讨。     该系列经过多年的出产运转,磨矿工艺和弱磁选工艺流程及其设备装备比较合理,所以,该实验研讨矿样选为弱磁选精矿和弱磁选尾矿,其要点实验内容为弱磁选尾矿的分选。研讨意图是经过实验研讨,查明其铁收回率低的原因,并寻觅进步磁矿系列铁收回率的办法和途径。     一、实验矿样     (一)取样     实验矿样取自选矿厂八系列,矿样为弱磁精选精矿和弱磁粗选尾矿。接连取样一个星期,每天取样6次。一起,对系列处理原矿也进行取样考察,并进行分析化验。所取实验矿样的均匀方针这:原矿铁档次TFe32.47%、TFeO 11.13%原矿均匀氧化度2.92%;弱磁精矿铁档次TFe61.20%、理论产率37.41%、铁收回率70.51%;弱磁粗选尾矿铁档次15.30%、理论产率62.59%铁丢失率29.49%。实验所取矿样从取样时刻、取样点、所取矿样分量及方针,都具有必定代表性。     (二)矿样性质分析     1、矿样的物质组成及其分析     实验矿样的多元素分析及物相分析成果别见表1和表2。 表1  实验矿样的多元素分析成果名   称TFeTFeORxOyFPSiO2弱磁精矿61.3024.100.801.150.122.47弱磁尾矿15.203.706.258.701.1622.26名   称K2ONa2OCaOMgOAl2O3烧减弱磁精矿0.150.142.720.960.220.95弱磁尾矿1.121.1519.803.631.918.93 表2  实验矿样的铁物相分析成果矿样 称号成分 (%)铁物相磁铁矿中的铁赤铁矿中的铁硅酸盐中的铁硫化矿中的铁弱磁 精矿含量55.903.400.301.90占有率90.895.530.493.09弱磁 尾矿含量0.6011.701.901.10占有率3.9276.4712.427.19     分析成果标明,原矿经弱磁选别后,磁铁矿的收回率较高,阐明现场磁选流程对磁铁矿的选别作用很好。但氧化矿的收回率很低,大部分丢失在尾矿中。然后阐明,要进步磁矿系列的收回率,首要是收回丢失在尾矿中的氧化矿。     2、矿样的单体解离度及粒度分析     实验矿样的单体解离度分析成果见表3,粒度分析成果见表4。                           表3  实验矿样中铁矿藏单体解离度测定成果实验矿样铁矿藏 单体(%)富连生体(%)贫连生体(%)铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏铁与硅酸盐矿藏铁与萤石铁与其它矿藏弱磁精矿90.274.830.970.482.490.800.16弱磁尾矿64.3913.902.736.326.832.363.47 表4  实验矿样的粒度分析成果粒度(mm)+0.076-0.076+0.045-0.045+0.034-0.034+0.025-0.025+0.017-0.017+0.008-0.008弱磁给矿7.6014.4012.6016.8012.8010.0024.80弱磁精矿5.0819.7111.5920.1212.4012.2018.90弱磁尾矿7.8017.9312.8115.8712.8114.0818.70     实验矿样的组成和单体解离分析成果阐明,弱磁尾矿中铁矿藏的单体解离度低,从弱磁尾矿中收回铁矿藏,不管采纳什么办法,要得到较高铁档次的铁精矿,其铁的收回率都不会太高。     粒度分析成果标明,弱磁尾矿中细粒级矿藏含量高,其中铁的占有率也高。所以,要从弱磁尾矿中收回铁矿藏,首先要考虑微细粒级铁矿藏的有用收回。     二、选别实验及其成果     (一)实验工艺流程     依据矿石性质,本研讨选用的实验计划为:对选矿厂弱磁选的弱磁尾矿,进行直接反浮-正浮选实验研讨,讨论进步系列收回率的途径;并对选厂弱磁选的弱磁精矿进行现场的一粗二精反浮选工艺实验。 弱磁尾矿的浮选工艺流程为反浮-正浮选工艺流程。反浮选为一道作业,选用Na2CO3-水玻璃-白腊皂药剂组合;正浮选为一次粗选两次精选,选用明矾-钠-白腊皂药剂组合。实验流程及设备见图1。    (二)实验成果及分析     1、弱磁精矿反浮选实验成果     在原矿档次为32.71%及弱磁精矿档次为61.83%、产率37.41%的情况下,弱磁精矿经过一粗两精反浮选后,可获得反浮精矿档次为64.48%、产率为34.66%的分选成果。     2、弱磁尾矿正浮粗选条件实验     实验用水为清水,依据以往的研讨,并经探究实验,断定粗选的明矾用量为5kg/t,钠用量为1.77kg/t.在此条件下,进行捕收剂不同用量的条件实验。实验成果见图2、图3和图4。由实验成果断定,捕收剂用量为0.80kg/t。    3、弱磁尾矿正浮精选条件实验     经过探究实验,正浮精选实验的药剂用量断定为:一精抑制剂为1.Okg/t、捕收剂为0.lkg/t。用清水进行实验,其成果为:铁精矿作业产率10.94%、铁档次50.60%、作业收回率36.50%的选别方针。     4、弱磁尾矿反浮-正浮回水实验     在清水实验的基础上,考虑到该实验计划的现场可行性,用现场回水进行了开路实验。实验标明,回水实验的药剂用量与清水比较有必定变北。详细的药剂用量见表5。开路实验成果为:正浮精矿档次53.10%、作业产率11.04%、作业收回率38.71%的选别方针。选别成果较清水要好。 表5  反浮-正浮选回水实验药剂用量(kg/t)选别作业药剂及用量反浮选碳酸钠1.5水玻璃2.0白腊0.4正浮粗选明矾5.0钠1.75白腊皂1.2正浮-精/钠1.00白腊皂0.40正浮二精//白腊皂0.30     5、弱磁尾矿反浮—正浮回水闭路实验     回水闭路实验的药剂用量,在条件实验的基础上略有调整。弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺流程闭路实验后,可获得:正浮铁精矿档次55.06%、作业产率11.20%、作业收回率40.73%的选别成果,实验成果到达预期方针。     弱磁精矿经反浮选、弱磁尾矿经反浮—正浮选工艺实验后,可获终究归纳铁精矿,其产率41.69%、铁档次62.96%、铁的收回率80.13%、杂质氟0.53%的选别方针。比现选厂的实践收回率方针进步10个百分点以上。     三、产品成果分析     对弱磁尾矿反浮—正浮选工艺实验的正浮铁精矿产口和尾矿产品,进行了物相分析和粒度组成分析,成果标明:1、正浮铁精矿中,首要矿藏为赤铁矿,其占有率为91.90%;脉石矿藏首要为角闪石和钠辉石,占脉石矿残酷的48.95%。弱磁尾矿经反浮—正浮选后,非磁性铁矿藏铁的收回率为45.04%,含铁硅酸盐矿藏铁的抛出率为88.37%,阐明该工艺及其药剂组合的挑选,对收回弱磁尾矿中铁对错常有用的。2、依据单体解离度的测定成果来看,从弱磁尾矿中收回铁矿藏,要得到较高口位的铁精矿,就要丢失很大的收率,不然,铁精矿档次就不会太高。3、弱磁尾矿经反浮—正滔后,反浮选抛出的—20μm的量为69.02%,该粒级铁的丢失率为50.84%。收回细粒级铁矿藏仍是进步铁矿藏收回率的重要研本分从。     四、结语     由实验成果可知,弱磁尾矿直接反浮—正浮选工艺流程,不管从收回细粒级铁矿藏来说,仍是从收回非磁性铁矿藏来说,都优于已进行的弱磁尾矿经强磁选后再反浮—正滔选工艺流程的成果。在不改动现选矿厂磁矿系列出产工艺的情况下,经过添加浮选作业,即可完成进步铁收回率的方针,工艺流程相对简略。该研讨成果,为选矿厂往后进步磁矿系列收回率,供给了一个重要的参阅计划。