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1.
纯矿物试验和人工混合矿试验表明,Ca(ClO)2与腐殖酸钠都对黄铁矿具有很好的抑制作用,而不抑制黄铜矿,二者组合使用能更加有效抑制黄铁矿.根据杨氏方程结合接触角的测定结果,计算矿物表面润湿能,结果说明腐殖酸钠和Ca(ClO)2组合抑制剂对黄铁矿的良好的抑制性能,是二者协同作用的结果.  相似文献   
2.
用高效捕收剂QF提高某金铜矿金回收率的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对某金铜矿山矿石性质复杂,金铜回收率较低的问题,采用新型高效的捕收剂QF对该矿矿石进行浮选。实验结果表明,采用QF作为该金铜矿石的捕收剂,可提高铜回收率3%以上,提高金回收率10%以上,QF对提高金铜矿石的浮选指标,特别是对提高金的回收率具有很好的效果。  相似文献   
3.
絮凝沉降—臭氧氧化法处理硫化铜选矿废水试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
选矿厂废水排放量大,废水中固体悬浮物、浮选药剂、重金属离子等物质含量高,废水外排处理成本高且易造成二次污染,直接回用又影响浮选指标。因此,实现选矿废水的循环利用对节约有限的水资源,减少环境污染具有重要意义。模拟废水浮选试验结果表明:废水中的Al3+、Fe33+对硫化铜矿浮选有显著抑制作用,Pb2+、Zn2+、Fe2+对硫化铜矿浮选影响较小;随着丁基黄药和Z-200浓度的增加,捕收剂对铜的选择性变差。采用絮凝—臭氧氧化工艺处理安徽某铜矿山选矿废水试验结果表明:聚丙烯酰胺对废水中的重金属离子及悬浮物具有显著的沉降效果;在整个pH期间,臭氧对丁基黄药去除效果显著,pH=8时,臭氧对Z-200去除效果最佳。采用絮凝沉降—臭氧氧化联合工艺处理后的选矿废水用于浮选试验,其浮选指标略低于清水浮选指标,远优于废水直接回用浮选指标。即应用此工艺处理硫化铜浮选总尾矿水,可有效降低水中不利组分的含量,实现水资源的高效利用。  相似文献   
4.
通过红外光光谱测定、XRD检测等测试方法分析了稀土矿浸出过程中各种矿物表面性质的变化,稀土离子及铝、铁杂质离子与浸出剂和抑制剂的浸出交换过程及规律。结果表明,抑制剂的添加会与稀土矿中的铝、铁等杂质离子反应,形成化合物,从而降低浸出母液中铝、铁杂质离子含量,但不会影响离子型稀土的交换浸出过程。在机理分析的基础上,采用对铝铁杂质有高效抑制效果的抑杂剂LG-01进行离子型稀土矿抑制铝铁杂质的浸出实验研究。结果表明,在不影响离子型稀土矿稀土离子浸出率的情况下,LG-01能有效降低离子型稀土矿浸出母液中铝、铁等杂质离子含量,去除率可达92%。  相似文献   
5.
用[Bmim]HSO4离子液体取代硫酸进行了硫脲浸取银精矿的浸出行为研究。考察了磨矿细度、[Bmim]HSO4浓度、硫脲浓度、Fe3+浓度、液固比、浸出时间等对银浸出率的影响。结果表明,在磨矿细度-0.043mm占80%、硫脲浓度0.18mol/L、[Bmim]HSO4浓度0.3mol/L、Fe3+浓度7.5mmol/L、液固比3∶1、浸出时间18h的最优条件下,银浸出率可达到73.96%。在[Bmim]HSO4-硫脲、H2SO4—硫脲和氰化体系中,[Bmim]HSO4—硫脲体系不但银浸出率最高,而且浸出时间最短。  相似文献   
6.
江西某矽卡岩型白钨矿中钨矿物与萤石、方解石、石榴石等脉石矿物以各种产状紧密共生,嵌布粒度为以细粒为主的中-细粒不均匀嵌布,属难选白钨矿石.在对其矿石性质充分分析的基础上,重点采用731氧化石蜡皂、油酸钠及配制的组合捕收剂LGW进行对比试验,同时对工艺流程进行了加温与不加温常规精选的对比试验,结果表明,组合捕收剂LGW对该矿具有较强的选择捕收效果,经一粗二精二扫的闭路流程获得白钨粗精矿;粗精矿经过加温预处理后2次精选可获得含WO369.20%,回收率78.30%的白钨精矿,粗精矿通过磁场预处理及长时间强烈搅拌后经5次常温精选可获得含WO359.00%,回收率79.60%的白钨精矿.  相似文献   
7.
新疆某氧化铅锌矿,原矿含铅0.14%,含锌2.00%,铅氧化率37.86%,锌氧化率为35.42%,矿石铅锌含量低、氧化率较高,属低品位氧化铅锌矿。采用洗矿脱泥的浮选工艺方案,获得铅品位为43.18%、铅回收率为25.04%的铅精矿,锌品位为42.99%、锌回收率为90.3%的氧化锌精矿,实现铅锌资源的有效回收。  相似文献   
8.
某鲕状铁矿石以磁赤铁矿为主,铁矿物与脉石矿物嵌布关系极复杂,且含一定量易泥化的赤铁矿和含铁黏土,常规磁选工艺难以显著提高精矿铁品位。采用还原焙烧-阶段磨矿阶段弱磁选-反浮选工艺对该矿石进行了开发利用研究。结果表明,矿石经还原焙烧-两段阶段磨矿阶段弱磁选-1粗1精2扫、中矿顺序返回反浮选流程处理,最终获得了铁品位为61.30%、铁回收率为80.43%的铁精矿。  相似文献   
9.
利用MLA自动矿物分析仪(Mineral Liberation Analyzer)对福建某银多金属矿进行工艺矿物学研究,并根据银及铜铅锌矿物嵌布特征和赋存状态,选择合理的浮选原则流程,实现了回收铜铅锌主金属的同时高效回收共伴生银。工艺矿物学研究表明,该银多金属矿黄铜矿与方铅矿共生关系密切,铁闪锌矿结晶粒度粗大,与硫铁矿物和脉石矿物连生。矿石中55.93% 的银以辉银矿单体形式存在,其它银与铋、铅、硫元素形成硫银矿和辉铋银铅矿等以微细包裹体或类质同象形式存在于黄铜矿、铜蓝及部分方铅矿中,存在于黄铜矿、硫银铋矿、方铅矿中的银分布率分别为29.96%、8.18%、4.53%,因此提高铜铅回收率是银高效回收的关键。浮选试验研究表明,采用对铜捕收剂能力强的Z-200与对铅矿物捕收能力强的SN-9#组合使用可以获得较高的铜铅回收率;银回收率与铜铅回收率具有相关性,铜铅回收率高时银回收率也高。当磨矿细度为-0.074mm占70%,以SN-9#:Z-200组合捕收剂浮选铜铅矿物,以石灰调节矿浆pH值在10-11之间,可以获得含银3704.1g/t,银回收率90.26%的铜铅混合精矿,由于采取了强化铜铅浮选的措施,银得以有效回收。  相似文献   
10.
对某浮选银精矿采用氰化法、硫代硫酸盐法、硫脲法进行银浸出实验,以评估3种不同浸出方法对该银精矿浸出效果.研究结果表明:在最优的工艺参数下[氰化法:碱预处理后加入铵盐,氰化钠浓度0.15 mol/L,pH值为11,液固比(浸出液体积与试样质量之比,单位是mL/g,下同)2∶1,搅拌强度500 r/min,浸出时间为48 h;硫代硫酸盐法:氧化焙烧预处理,氨水浓度1.0 mol/L,硫酸铜浓度0.01 mol/L,硫代硫酸钠浓度0.2 mol/L,pH值为10,液固比4∶1,搅拌强度500 r/min,浸出时间12 h;硫脲法:氧化焙烧和稀硫酸预浸处理,Fe3+浓度7.5×10-3 mol/L,硫脲浓度0.18 mol/L,pH=1.0,液固比为3∶1,搅拌速度250 r/min,浸出时间24 h],硫代硫酸盐方法获得的Ag浸出率为78.58%,硫脲相应获得的Ag浸出率为62.43%,比氰化法获得的浸出率低约3.33%.  相似文献   
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