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1.
用磁载体工艺分离长石和石英   总被引:2,自引:0,他引:2  
本研究的目的是用磁载体分选工艺分离石英、钠长石和微斜长石.磁载体为磁铁矿.在有和没有十二烷胺存在的条件下,分别测试了石英、钠长石、微斜长石和磁铁矿的Zeta电位.磁载体分选试验在由Zeta电位测定结果所确定的条件下进行的.磁载体分选试验结果表明,石英和微斜长石在pH值为9.5时可与钠长石分离,此时十二烷胺浓度为9.375·10-5 mole/L,加入的煤油量为2.1 kg/t.在pH值为6的条件下,石英和微斜长石也能达到一定程度的分离.同时还发现矿物表面的疏水性是比表面电荷更为重要的影响因素.  相似文献   
2.
四川白玉铜铅锌共生矿清洁分离技术研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
四川白玉铜铅锌共生矿矿石性质复杂,铜铅矿物嵌布粒度极细,铜锌矿物致密共生,分离较为困难。采用铜铅部分混合优先浮选-选铅-选锌-铜铅混合精矿加压浸出分离工艺流程,以EM-WB-12为铜矿物捕收剂进行选矿试验,并在选铅时进行了粗精矿再磨,实验室试验可获得Cu+Pb品位28.09%,铜、铅回收率分别为85.00%、53.38%的铜铅混合精矿,铅品位和回收率分别为52.68%、30.13%的铅精矿以及锌品位和回收率分别为52.72%、73.62%的锌精矿,同时伴生银得到了有效回收。对铜铅混合精矿进行加压浸出,取得了Zn浸出率94.36%,Cu浸出率91.21%的优良指标,渣中Pb脱硫后品位达到40%。在此基础上进行了选矿扩大试验,其试验指标较好地验证了实验室试验结果。  相似文献   
3.
铜砷浮选分离的进展   总被引:3,自引:0,他引:3  
论述了近年来国内外铜砷浮选分离的现状及其进展,介绍了硫化砷矿物的可浮性特点及当前铜砷浮选分离的主要方法,着重阐述了铜砷浮选分离新药剂的研究及应用.  相似文献   
4.
李成秀 《人民黄河》1993,(12):51-52
发展中国家主要分布在亚洲、非洲和南美洲,耕地面积8亿公顷,人口38.79亿,分别占世界耕地和人口的54.31%和75.83%。自70年代以来,发展中国家进行了大规模的水利工  相似文献   
5.
为综合评价国外某锂多金属矿选矿可利用性,开展了选矿全流程试验,确定了锂的回收利用指标,并综合考察了铌钽、铷等有价元素的走向与分布。对原矿品位Li_2O 1.55%、Nb_2O_5 0.0049%、Ta_2O_5 0.020%、Rb_2O0.38%的锂多金属矿,在磨矿细度-0.074 mm 70.3%的条件下,采用高效锂辉石捕收剂EMBH,经"一粗三精二扫"的浮选闭路试验及浮选精矿强磁选试验,获得了Li_2O品位5.93%,Li_2O回收率为68.06%的较好锂精矿指标。含铁铌钽矿物中,铌、钽回收率分别为Nb_2O_5 42.63%、Ta_2O_5 36.55%,铷主要富集在尾矿中,尾矿中Rb_2O分布率为85.70%,为该矿及同类型矿后续进一步综合回收利用提供了有益参考。  相似文献   
6.
7.
四川清平某中低品位胶磷矿为硅钙质胶磷矿,脉石矿物主要为石英、高岭石等硅质矿物和白云石的钙质矿物。针对该矿石特点,开展了单一反浮选工艺和正反浮选工艺的对比试验研究,采用单一反浮选工艺,最终获得了P_2O_5品位28%以上的磷精矿产品;采用正反浮选工艺,在常温条件下(25℃),分别获得了P_2O_5品位30%和32%的高质量磷精矿。两种工艺均可获得合格的磷精矿产品,研究成果为清平磷矿开发利用提供了可靠的技术依据。  相似文献   
8.
为了研究柠檬酸对脂肪酸的改性效果,以柠檬酸和不同种类的脂肪酸反应生成柠檬酸改性脂肪酸类捕收剂,并用于四川某中低品位胶磷矿的浮选试验,浮选试验在20 ℃下进行.结果表明,采用柠檬酸对脂肪酸进行改性,不同脂肪酸的改性效果不同.棉油脂肪酸表现出良好的捕收能力,但未表现出显著的改性效果.椰油脂肪酸、棕榈油脂肪酸和硬脂酸未表现出好的改性效果;纯油酸、低冻点棉籽油脂肪酸和米糠油脂肪酸的改性效果相似,产率和回收率均得到12%~15%的提高,改性效果较好;豆油脂肪酸经过柠檬酸改性后,精矿产率、回收率、选矿效率分别提高了25.96%、30.80%、4.84%,浮选指标得到较大提高,改性效果良好.柠檬酸对几种脂肪酸的改性效果为豆脂肪酸>纯油酸/低冻点棉籽油脂肪酸/米糠油脂肪酸>棉油脂肪酸>椰油脂肪酸>棕榈油脂肪酸/硬脂酸.  相似文献   
9.
甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛,TFe品位为12.07%,TiO2含量为5.56%,有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中,分布率为81.82%,是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案,对其进行了磁选-浮选试验研究。结果表明,原矿磨细至-0.074 mm占38%,在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下,经1粗1精磁选可以获得TiO2品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿,磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO2品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿,对原矿回收率为67.63%,可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。  相似文献   
10.
甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO2、Sc2O3含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t,磁性铁仅占总铁的17.90%,钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%,硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%;钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%,钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%,其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5~0.04 mm,钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm,二者嵌布关系密切,混杂充填在硅酸盐矿物粒间,钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物(主要为角闪石)中。为了确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后,在阶段磨选情况下(二段磨矿细度为-0.074 mm占81%),采用1粗(135.4 kA/m)2精(119.4 kA/m和119.4 kA/m)弱磁选流程选铁,选铁尾矿采用1粗(0.7 T)1精(0.6 T)高梯度强磁选流程预富集钛,强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛,最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿,TiO2品位为47.05%、TiO2回收率为55.74%的钛精矿和Sc2O3品位为99.0 g/t、Sc2O3回收率为48.68%钪精矿。  相似文献   
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