CN220277249U - 一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 - Google Patents
一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 Download PDFInfo
- Publication number
- CN220277249U CN220277249U CN202321784817.3U CN202321784817U CN220277249U CN 220277249 U CN220277249 U CN 220277249U CN 202321784817 U CN202321784817 U CN 202321784817U CN 220277249 U CN220277249 U CN 220277249U
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- grade
- heavy medium
- fine
- outlet
- concentrate
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Active
Links
- JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N lead zinc Chemical compound [Zn].[Pb] JQJCSZOEVBFDKO-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 44
- XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N zinc oxide Inorganic materials [Zn]=O XLOMVQKBTHCTTD-UHFFFAOYSA-N 0.000 title claims description 41
- 239000011787 zinc oxide Substances 0.000 title claims description 41
- 239000012141 concentrate Substances 0.000 claims abstract description 51
- 239000004576 sand Substances 0.000 claims abstract description 43
- 239000000463 material Substances 0.000 claims abstract description 37
- 238000005406 washing Methods 0.000 claims abstract description 37
- XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N water Substances O XLYOFNOQVPJJNP-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 32
- 238000000926 separation method Methods 0.000 claims abstract description 27
- 230000005484 gravity Effects 0.000 claims abstract description 24
- SRJLIULHRSZVDI-UHFFFAOYSA-N oxolead;zinc Chemical compound [Zn].[Pb]=O SRJLIULHRSZVDI-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims abstract description 6
- 239000002002 slurry Substances 0.000 claims description 18
- 239000006148 magnetic separator Substances 0.000 claims description 16
- 229910000519 Ferrosilicon Inorganic materials 0.000 claims description 8
- 239000000843 powder Substances 0.000 claims description 8
- 239000000725 suspension Substances 0.000 claims description 8
- 239000010419 fine particle Substances 0.000 claims description 6
- JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N phencyclidine Chemical class C1CCCCN1C1(C=2C=CC=CC=2)CCCCC1 JTJMJGYZQZDUJJ-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims description 5
- 239000007788 liquid Substances 0.000 claims 1
- KTGDBUHGMFATFV-UHFFFAOYSA-N zinc lead(2+) oxygen(2-) Chemical compound [O--].[O--].[Zn++].[Pb++] KTGDBUHGMFATFV-UHFFFAOYSA-N 0.000 claims 1
- 238000003723 Smelting Methods 0.000 abstract description 24
- 238000000034 method Methods 0.000 abstract description 12
- 230000008901 benefit Effects 0.000 abstract description 6
- 230000007613 environmental effect Effects 0.000 abstract description 4
- 238000004134 energy conservation Methods 0.000 abstract description 3
- 238000005456 ore beneficiation Methods 0.000 abstract description 2
- 239000011701 zinc Substances 0.000 description 9
- 238000007599 discharging Methods 0.000 description 6
- 229910052500 inorganic mineral Inorganic materials 0.000 description 5
- 239000011707 mineral Substances 0.000 description 5
- 238000011084 recovery Methods 0.000 description 4
- 239000000126 substance Substances 0.000 description 4
- 230000000694 effects Effects 0.000 description 3
- 238000004519 manufacturing process Methods 0.000 description 3
- 239000002184 metal Substances 0.000 description 3
- 229910052751 metal Inorganic materials 0.000 description 3
- 239000000203 mixture Substances 0.000 description 3
- 239000002699 waste material Substances 0.000 description 3
- HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N Zinc Chemical compound [Zn] HCHKCACWOHOZIP-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 2
- 238000010835 comparative analysis Methods 0.000 description 2
- 238000005516 engineering process Methods 0.000 description 2
- 238000005096 rolling process Methods 0.000 description 2
- 238000005201 scrubbing Methods 0.000 description 2
- 229910052725 zinc Inorganic materials 0.000 description 2
- UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N Sulphide Chemical compound [S-2] UCKMPCXJQFINFW-UHFFFAOYSA-N 0.000 description 1
- 230000009286 beneficial effect Effects 0.000 description 1
- 230000015572 biosynthetic process Effects 0.000 description 1
- 238000004364 calculation method Methods 0.000 description 1
- 238000004939 coking Methods 0.000 description 1
- 238000010586 diagram Methods 0.000 description 1
- 238000003912 environmental pollution Methods 0.000 description 1
- 150000002500 ions Chemical class 0.000 description 1
- 229910052745 lead Inorganic materials 0.000 description 1
- 238000012423 maintenance Methods 0.000 description 1
- 238000005065 mining Methods 0.000 description 1
- 238000004064 recycling Methods 0.000 description 1
- 150000003839 salts Chemical class 0.000 description 1
- 239000004575 stone Substances 0.000 description 1
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
- Separation Of Solids By Using Liquids Or Pneumatic Power (AREA)
Abstract
本申请涉及堆存氧化铅锌矿选矿技术领域,具体涉及一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,该系统包括脱泥洗砂单元、重介质分选单元和细粒级水处理单元,脱泥洗砂单元的出口输出合格级物料和细泥,合格级物料经重介质分选单元输出重选精矿和重选尾矿,细泥经细粒级水处理单元输出细粒级物料。重选精矿、重选尾矿和细粒级物料的品位较高,重选精矿、细粒级物料可直接用于冶炼,重选尾矿可直接运送至尾矿库。本申请对堆存尾矿进行了有效利用,具有节能环保、降低低品位尾矿矿山堆存的优点。
Description
技术领域
本申请涉及堆存氧化铅锌矿选矿技术领域,具体地说是一种经济效益高、生产成本低、降低低品位尾矿矿山堆存、节能环保的堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统。
背景技术
铅锌是重要的有色金属,在国民经济和工业发展中有着不可替代的作用。全世界80%的铅锌是通过疏化铅锌矿冶炼得到的。但是随着逐年的开采,易选的硫化矿资源日益枯竭,氧化铅锌矿资源正得到不断开发。由于氧化铅锌矿矿物组成复杂,共伴生矿多,嵌布粒度细,泥化现象严重,且可溶性盐含量高,各种难免离子对铅锌可浮性的影响极大。因此,目前仅有少部分高品位氧化铅锌矿有开采价值,低品位的氧化铅锌矿用常规的选矿工艺存在难以回收的问题,只能暂时堆存,低品位的氧化铅锌矿未得到有效开发利用,只能以低效益进入冶炼。
随着预选工艺技术的不断发展,重介质选矿技术以其选矿精度高、选别粒度范围大、丢弃废石效率高等优点逐渐应用于低品位氧化铅锌矿的预先抛废,但因堆存氧化铅锌矿泥化现象严重,可溶性盐含量较高,造成重介质选矿系统细泥含量过高、选矿效果较差、运行稳定性较差的问题。
实用新型内容
本申请的目的在于提供一种经济效益高、生产成本低、降低低品位尾矿矿山堆存、节能环保的堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统。
本申请的实施例可以通过以下技术方案实现:
一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,所述系统包括脱泥洗砂单元、重介质分选单元和细粒级水处理单元;
所述脱泥洗砂单元的出口分别与所述重介质分选单元和所述细粒级水处理单元的入口连接,脱泥洗砂单元的出口输出合格级物料和细泥,合格级物料经所述重介质分选单元输出重选精矿和重选尾矿,细泥经所述细粒级水处理单元输出细粒级物料。
进一步地,所述脱泥洗砂单元包括入料槽、洗槽、螺旋洗砂机、溢流口和出料槽,所述入料槽的出口与所述洗槽的入口连接,所述洗槽的出口与所述螺旋洗砂机的入口连接,所述螺旋洗砂机的出口与所述溢流口、所述出料槽的入口连接;
所述螺旋洗砂机输出的细泥进入所述溢流口,所述溢流口经管道与所述细粒级水处理单元连接;所述螺旋洗砂机输出的合格级物料进入所述出料槽,所述出料槽经溜槽与所述重介质分选单元连接。
进一步地,所述重介质分选单元包括重介质合介桶、两产品重介质旋流器、精矿固定筛、精矿脱介筛、尾矿固定筛和尾矿脱介筛;
所述重介质合介桶的入口与所述出料槽连接,出口经第一渣浆泵与所述两产品重介质旋流器的入口连接;
所述两产品重介质旋流器的溢流出口、底流出口分别经管道与所述尾矿固定筛、所述精矿固定筛连接,所述尾矿固定筛和所述精矿固定筛的筛上产品出口分别与所述尾矿脱介筛、所述精矿脱介筛连接。
优选地,所述重介质分选单元还包括磁选机,所述精矿脱介筛、所述尾矿脱介筛的筛下产品出口与所述磁选机连接;
所述磁选机的磁性产品出口经管道与所述重介质合介桶连接,所述磁选机的非磁性产品出口经管道与所述洗槽连接。
进一步地,所述细粒级水处理单元包括细粒级给料槽、浓缩旋流器和脱水筛,所述细粒级给料槽的入口与所述溢流口的出口连接,所述细粒级给料槽的出口经第二渣浆泵与所述浓缩旋流器的入口连接;
所述浓缩旋流器的溢流出口经管道进入回水处理作业,底流出口经管道与所述脱水筛连接;
所述脱水筛的筛上产品为细粒级物料。
优选地,所述脱水筛筛下产品出口与所述细粒级给料槽连接。
优选地,所述重介质合介桶内的重介质为硅铁粉,所述硅铁粉的磁性物含量≥95%、细度-325≥90%。
优选地,所述重介质合介桶内的重介质悬浮液的密度为1.7-3.2g/m3。
优选地,所述第一渣浆泵的压力为0.08Mpa-0.25Mpa。
优选地,所述第二渣浆泵的压力为0.1Mpa-0.25Mpa。
本申请的实施例提供的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统至少具有以下有益效果:
(1)本申请通过对堆存低品位氧化铅锌矿进行重介质选矿可实现低品位堆存氧化铅锌矿的有效利用,减少了低品位堆存氧化铅锌矿的堆存量,减少了堆存矿山的环保成本;
(2)本申请通过重介质分选单元实现合格级物料的重介质分选,提高了入冶炼的氧化铅锌矿的品位,降低了冶炼成本,提高了生产效率;
(3)本申请通过细粒级水处理系统对细泥进行处理,既使细泥得到了高效处理,降低了系统的含泥量,提高了分选精度,而且从细泥中得到了细粒级物料,提高了入冶炼的氧化铅锌矿的品位。
(4)本申请通过磁选机将磁性产品与非磁性产品分开,并将磁性产品、非磁性产品分别输入重介质合介桶、洗槽,既使得磁性产品可再次利用,也提高了该系统内部水循环利用率,具有节能环保、节省成本的优点。
附图说明
图1为本申请中堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统的工艺流程图。
附图标记:1、入料槽,2、洗槽,3、螺旋洗砂机,4、重介质合介桶,5、两产品重介质旋流器,6、精矿固定筛,7、精矿脱介筛,8、尾矿固定筛,9、尾矿脱介筛,10、磁选机,11、细粒级给料槽,12、浓缩旋流器,13、脱水筛。
具体实施方式
以下,基于优选的实施方式并参照附图对本申请进行进一步说明。
本说明书中词汇是为了说明本申请的实施例而使用的,但不是试图要限制本申请。除非另有明确的规定和限定,若出现术语“设置”、“相连”、“连接”应做广义理解,例如,可以是固定连接,也可以是可拆卸连接,或一体地连接;可以是机械连接,可以是直接相连,也可以通过中间媒介间接连接,可以是两个元件内部的连通。对于本领域的技术人员而言,可以具体理解上述术语在本申请中的具体含义。
此外,在本申请实施例中的描述中,为了方便理解,放大或者缩小了图纸上的各种构件,但这种做法不是为了限制本申请的保护范围。
图1示出了本申请中堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统的工艺流程图,如图1所示,该系统包括脱泥洗砂单元、重介质分选单元和细粒级水处理单元,脱泥洗砂单元的出口分别与重介质分选单元和细粒级水处理单元的入口连接。其中,脱泥洗砂单元用于实现物料的脱泥及洗砂处理,脱泥洗砂单元的出口输出合格级物料和细泥,合格级物料经重介质分选单元输出重选精矿和重选尾矿,细泥经细粒级水处理单元输出细粒级物料。重选精矿、重选尾矿和细粒级物料的品位较高,重选精矿、细粒级物料可直接用于冶炼,重选尾矿可直接运送至尾矿库。
具体地,脱泥洗砂单元包括入料槽1、洗槽2、螺旋洗砂机3、溢流口和出料槽,来料与入料槽1入口连接,所述入料槽1的出口与洗槽2的入口连接,洗槽2的出口与螺旋洗砂机3的入口连接,螺旋洗砂机3的出口与溢流口、出料槽的入口连接。
进一步地,螺旋洗砂机3对物料进行翻滚擦洗,同时在水的作用下形成强大的水流,螺旋洗砂机3输出的细泥进入溢流口,溢流口经管道与细粒级水处理单元连接;螺旋洗砂机3清洗干净物料后输出合格级物料并进入出料槽,出料槽经溜槽与重介质分选单元连接。
进一步地,重介质分选单元包括重介质合介桶4、两产品重介质旋流器5、精矿固定筛6、精矿脱介筛7、尾矿固定筛8和尾矿脱介筛9,所述重介质合介桶4的入口与出料槽连接,出口经第一渣浆泵与两产品重介质旋流器5的入口连接。
进一步地,两产品重介质旋流器5的溢流出口、底流出口分别经管道与尾矿固定筛8、精矿固定筛6连接,尾矿固定筛8和精矿固定筛6的筛上产品出口分别与尾矿脱介筛9、精矿脱介筛7连接。
进一步地,第一渣浆泵与变频电机相连接,其压力大小通过调节变频电机的频率实现。
在本申请的一些优选的实施例中,重介质合介桶4内的重介质悬浮液和合格级物料通过第一渣浆泵以压力0.08Mpa-0.25Mpa进入两产品重介质旋流器5,两产品重介质旋流器5通过离心力对合格级物料进行分选,两产品重介质旋流器5的底流产物经处理成为重介质精矿,溢流产物经处理成为重介质废矿。
在本申请的一些优选的实施例中,重介质合介桶4内的重介质为硅铁粉,硅铁粉的磁性物含量≥95%、细度-325≥90%,无结焦、结块与粘结现象。
在本申请的一些优选的实施例中,重介质合介桶4内的重介质悬浮液的密度为1.7-3.2g/m3。
在本申请的一些优选的实施例中,重介质分选单元还包括磁选机10,磁选机10可实现磁性产品与非磁性产品的回收。
具体地,精矿脱介筛7、尾矿脱介筛9的筛下产品出口与磁选机10连接,磁选机10的磁性产品出口经管道与重介质合介桶4连接,磁选机10的非磁性产品出口经管道与洗槽2连接。
进一步地,细粒级水处理单元包括细粒级给料槽11、浓缩旋流器12和脱水筛13,细粒级给料槽11的入口与溢流口的出口连接,溢流口出来的细泥经管道进入细粒级给料槽11,细粒级给料槽11的出口经第二渣浆泵与浓缩旋流器12的入口连接。
进一步地,浓缩旋流器12的溢流出口经管道进入回水处理作业,底流出口经管道与脱水筛13连接。
进一步地,脱水筛13的筛上产品经脱水成为细粒级物料,细粒级物料可直接用于冶炼。
在本申请的一些优选的实施例中,脱水筛13的筛下产品出口与细粒级给料槽11连接,可实现筛下产品的再一次处理,提高物料的利用率,具有节能环保的优点。
进一步地,第二渣浆泵与变频电机相连接,其压力大小通过调节变频电机的频率实现。
在本申请的一些优选的实施例中,细粒级给料槽11内的细泥通过第二渣浆泵以压力0.1Mpa-0.25Mpa进入浓缩旋流器12,浓缩旋流器12通过离心力对细泥进行分级浓缩,浓缩旋流器12的底流产物经处理成为细粒级物料,溢流产物经处理成为回水。
实施例1
云南某铅锌矿,原矿Pb+Zn(Pb-铅,Zn-锌)品位为6.00%,采用本申请中的重介质选矿系统对该氧化铅锌矿进行分选,具体步骤如下:首先将原矿由入料槽1给入洗槽2中,在螺旋洗砂机3的带动下进行翻滚擦洗,同时加水形成强大水流,细泥由溢流口流出,清洗后的物料由螺旋洗砂机3给入出料槽中,得到的合格粒级的物料作为重介质分选单元的给料。
在重介质合介桶4内,将硅铁粉(磁性物含量≥95%、细度-325目≥90%)与水配置成密度为1.80g/m3的重介质悬浮液,与螺旋洗砂机3擦洗后的合格物料原矿混合均匀后,用第一渣浆泵送入两产品重介质旋流器5进行分选,得到沉砂产物和溢流产物。分选后的沉砂产物依次经过精矿固定筛6、精矿脱介筛7,加水冲洗后,除去重介质,筛上产品得到氧化铅锌矿精矿(重选精矿),精矿Pb+Zn品位13.29%,分选后的溢流产物依次经过尾矿固定筛8、尾矿脱介筛9,加水冲洗后,除去重介质,筛上产品得到重选尾矿,该尾矿品位为3.13%,可直接作为尾矿进入尾矿库,该作业的抛尾率达65%,作业回收率为70%;分选后的氧化铅锌矿精矿(重选精矿)可直接进入冶炼。
将洗槽2中的细泥经溢流口给入到细粒级给料槽11,用第二渣浆泵送至浓缩旋流器12中进行分级浓缩,浓缩旋流器12的底流经脱水筛脱水得到细粒级氧化铅锌矿(细粒级物料),品位为8.03%,可直接进入后续冶炼作业,细粒级产率为38%。
下面为堆存低品位氧化铅锌矿传统直接入冶炼工艺和重介质分选后的精矿入冶炼效果对比分析,以2000t/d(t-吨,d-天)的运营规模计算:
传统入冶炼 | 重选精矿入冶炼 | |
入冶炼品位 | 6.00% | 13.29% |
Pb+Zn金属量 | 48kg/t | 106.32kg/t |
由上表可知:堆存的低品位氧化铅锌矿直接入冶炼,冶炼品位太低,只能堆存处理,造成环境污染和资源浪费。
实施例2
云南某铅锌矿,原矿Pb+Zn品位为9.00%,原工艺为直接进冶炼,采用本申请中的重介质选矿系统对该氧化铅锌矿进行分选,具体步骤如下:首先将原矿由入料槽1给入洗槽2中,在螺旋洗砂机3的带动下进行翻滚擦洗,同时加水形成强大水流,细泥由溢流口流出,清洗后的物料由螺旋洗砂机3给入出料槽中,得到的合格粒级的物料作为重介质分选单元的给料。
在重介质合介桶4内,将硅铁粉(磁性物含量≥95%、细度-325目≥90%)与水配置成密度为1.85g/m3的重介质悬浮液,与螺旋洗砂机3擦洗后的合格物料原矿混合均匀后,用第一渣浆泵送入两产品重介质旋流器5进行分选,得到沉砂产物和溢流产物。分选后的沉砂产物依次经过精矿固定筛6、精矿脱介筛7,加水冲洗后,除去重介质,筛上产品得到氧化铅锌矿精矿(重选精矿),精矿Pb+Zn品位15.5%,分选后的溢流产物依次经过尾矿固定筛8、尾矿脱介筛9,加水冲洗后,除去重介质,筛上产品得到重选尾矿,该尾矿品位为3.53%,可直接作为尾矿进入尾矿库,该作业的抛尾率达60%,作业回收率为72%;分选后的氧化铅锌矿精矿(重选精矿)可直接进入冶炼。
将洗槽2中的细泥经溢流口给入到细粒级给料槽11,用第二渣浆泵送至浓缩旋流器12中进行分级浓缩,浓缩旋流器12的底流经脱水筛脱水得到细粒级氧化铅锌矿(细粒级物料),品位为10.30%,可直接进入后续冶炼作业,细粒级产率为36%。
下面为堆存低品位氧化铅锌矿传统直接入冶炼工艺和重介质分选后的精矿入冶炼效果对比分析,以2000t/d的运营规模计算:
传统入冶炼 | 重选精矿入冶炼 | |
入冶炼品位 | 9.00% | 15.5% |
Pb+Zn金属量 | 72kg/t | 124kg/t |
由上表可知:重介质分选后的精矿入冶炼与传统氧化铅锌矿直接入冶炼工艺相比,既提高了冶炼品位,又减少了低品位氧化铅锌矿的堆存量,降低堆存矿山的维护成本。
以上对本申请的具体实施方式作了详细介绍,对于本技术领域的技术人员来说,在不脱离本申请原理的前提下,还可以对本申请进行若干改进和修饰,这些改进和修饰也属于本申请权利要求的保护范围。
Claims (10)
1.一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述系统包括脱泥洗砂单元、重介质分选单元和细粒级水处理单元;
所述脱泥洗砂单元的出口分别与所述重介质分选单元和所述细粒级水处理单元的入口连接,脱泥洗砂单元的出口输出合格级物料和细泥,合格级物料经所述重介质分选单元输出重选精矿和重选尾矿,细泥经所述细粒级水处理单元输出细粒级物料。
2.根据权利要求1所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述脱泥洗砂单元包括入料槽(1)、洗槽(2)、螺旋洗砂机(3)、溢流口和出料槽,所述入料槽(1)的出口与所述洗槽(2)的入口连接,所述洗槽(2)的出口与所述螺旋洗砂机(3)的入口连接,所述螺旋洗砂机(3)的出口与所述溢流口、所述出料槽的入口连接;
所述螺旋洗砂机(3)输出的细泥进入所述溢流口,所述溢流口经管道与所述细粒级水处理单元连接;所述螺旋洗砂机(3)输出的合格级物料进入所述出料槽,所述出料槽经溜槽与所述重介质分选单元连接。
3.根据权利要求2所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述重介质分选单元包括重介质合介桶(4)、两产品重介质旋流器(5)、精矿固定筛(6)、精矿脱介筛(7)、尾矿固定筛(8)和尾矿脱介筛(9);
所述重介质合介桶(4)的入口与所述出料槽连接,出口经第一渣浆泵与所述两产品重介质旋流器(5)的入口连接;
所述两产品重介质旋流器(5)的溢流出口、底流出口分别经管道与所述尾矿固定筛(8)、所述精矿固定筛(6)连接,所述尾矿固定筛(8)和所述精矿固定筛(6)的筛上产品出口分别与所述尾矿脱介筛(9)、所述精矿脱介筛(7)连接。
4.根据权利要求3所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述重介质分选单元还包括磁选机(10),所述精矿脱介筛(7)、所述尾矿脱介筛(9)的筛下产品出口与所述磁选机(10)连接;
所述磁选机(10)的磁性产品出口经管道与所述重介质合介桶(4)连接,所述磁选机(10)的非磁性产品出口经管道与所述洗槽(2)连接。
5.根据权利要求2所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述细粒级水处理单元包括细粒级给料槽(11)、浓缩旋流器(12)和脱水筛(13),所述细粒级给料槽(11)的入口与所述溢流口的出口连接,所述细粒级给料槽(11)的出口经第二渣浆泵与所述浓缩旋流器(12)的入口连接;
所述浓缩旋流器(12)的溢流出口经管道进入回水处理作业,底流出口经管道与所述脱水筛(13)连接;
所述脱水筛(13)的筛上产品为细粒级物料。
6.根据权利要求5所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述脱水筛(13)筛下产品出口与所述细粒级给料槽(11)连接。
7.根据权利要求3所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述重介质合介桶(4)内的重介质为硅铁粉,所述硅铁粉的细度-325≥90%。
8.根据权利要求3或7所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述重介质合介桶(4)内的重介质悬浮液的密度为1.7-3.2g/m3。
9.根据权利要求3所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述第一渣浆泵的压力为0.08Mpa-0.25Mpa。
10.根据权利要求5所述的一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统,其特征在于:
所述第二渣浆泵的压力为0.1Mpa-0.25Mpa。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202321784817.3U CN220277249U (zh) | 2023-07-07 | 2023-07-07 | 一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN202321784817.3U CN220277249U (zh) | 2023-07-07 | 2023-07-07 | 一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN220277249U true CN220277249U (zh) | 2024-01-02 |
Family
ID=89342972
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN202321784817.3U Active CN220277249U (zh) | 2023-07-07 | 2023-07-07 | 一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN220277249U (zh) |
-
2023
- 2023-07-07 CN CN202321784817.3U patent/CN220277249U/zh active Active
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN101884951B (zh) | 细粒和微细粒锡石联合选矿工艺 | |
CN101502819B (zh) | 一种低品位磁铁矿石的预选方法 | |
CN103381389A (zh) | 提高尾矿二次回收率的生产工艺 | |
CN108405173B (zh) | 一种磁赤菱混合铁矿石的精细选矿新工艺 | |
CN110560258B (zh) | 一种物理旋流回收跳汰溢流煤泥选取超净煤装置及工艺 | |
CN105170306A (zh) | 一种针对高灰高泥高矸石煤的洗选工艺 | |
CN103230832B (zh) | 从氧化铁矿石强磁选尾矿中回收细粒级铁的选矿方法 | |
CN108212504A (zh) | 一种预选-焙烧-磁浮工艺回收磁选尾矿的方法 | |
CN104475340A (zh) | 一种提高细粒级黑钨选矿回收率的方法 | |
CN214021353U (zh) | 一种难选萤石矿重浮结合分选系统 | |
CN112474033B (zh) | 煤泥预先脱泥分选工艺 | |
WO2024045687A2 (zh) | 一种金矿预选抛废和减少过磨的方法 | |
CN101161348A (zh) | 尾矿回收硫铁分离选矿系统及方法 | |
CN108714482A (zh) | 赤铁矿选矿工艺 | |
CN106861927A (zh) | 一种微细粒锡石的选矿方法 | |
CN110038718B (zh) | 一种应用离心机和浮选高效分选微细粒钨矿的工艺 | |
CN220277249U (zh) | 一种堆存低品位氧化铅锌矿重介质选矿系统 | |
CN114308375A (zh) | 一种黄金尾矿资源化利用与无害化处置方法 | |
CN105944812A (zh) | 一种可解决磨矿分级系统中矿物反富集问题的选别工艺 | |
CN112570138A (zh) | 一种尾矿中热液型重晶石的回收方法 | |
CN205628242U (zh) | 一种可解决矿物反富集问题的磨矿分级系统 | |
CN214347165U (zh) | 一种尾矿选铁系统 | |
CN115213022B (zh) | 氧化矿高效洗矿脱泥的分选方法 | |
CN219850097U (zh) | 一种锂辉石矿重介质分选与浮选联合分选系统 | |
CN103785529A (zh) | 一种针对高灰高泥高矸石煤的洗选设备 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
GR01 | Patent grant | ||
GR01 | Patent grant |