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1.
新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。  相似文献   
2.
针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。  相似文献   
3.
粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。  相似文献   
4.
为使金属钼能从钼含量为1.62%的铜钼多金属硫化矿混合精矿中高效分离,探索了一种加温预处理-浮选分离的工艺。混合精矿首先经加温脱药,脱药温度为90℃,加温时间为2.5 h,在不磨矿的情况下直接进行一粗-四精-一扫的钼浮选分离工艺,并配合专门浮钼的选择性捕收剂MY,获得了钼品位为45.24%,回收率为86.88%的钼精矿,并使铜、铋等其他有价金属元素富集至浮钼尾矿中,有效的解决了钼从铜钼多金属硫化混合精矿中难分离的问题。  相似文献   
5.
对粤北某钨多金属硫化矿加温脱药的废水进行了试验分析,发现直接返回原流程中,对铜、钼、铋回收率影响较大,因此对废水进行了处理。通过系统研究发现主要是废水中的残留药剂及悬浮物对浮选产生了影响,通过混凝沉淀吸附的方式,以25mg·L-1 XN-3为絮凝剂、20 mg·L-1 PAC为助凝剂,加入20 g·L-1活性炭为吸附剂,沉降120min后,COD和SS的脱除效果明显,COD脱除率为49.46%。对处理后的回水进行选矿试验,和小型试验相比,除钼精矿钼品位有所降低以外,改质后的回水对铜、钼、铋分离影响不大,实现了加温脱药废水的零排放。  相似文献   
6.
对某钛铁矿尾矿进行化学多元素分析,确定综合回收利用其中的磷矿物和稀土矿物。对该尾矿进行了磁选、浮选探索试验以及条件试验,最终确定采用浮选工艺回收尾矿中的磷灰石和稀土矿物。经过一粗四精两扫的浮选富集后,可获得P_2O_5的品位为37.01%,回收率为95.04%,REO品位为1.02%,回收率为75.14%的磷精矿。  相似文献   
7.
针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb2O5、Fe和P2O5品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb2O5品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P2O5品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。  相似文献   
8.
云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别(重选+浮选)的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。  相似文献   
9.
试验原料来自云南某锡多金属矿选厂的选锡尾矿,尾矿中锡品位为0.35%,是主要的有价金属。尾矿中锡主要以锡石形式存在,锡石占有率为72.39%,该尾矿中细粒级含量高,其中-0.02 mm粒级含量高达67.11%,该粒级的锡占有率为68.00%,通过传统浮选及摇床工艺较难回收。针对该尾矿细粒级含量高的特点,确定离心重选为主要工艺,一段离心重选能获得锡品位1.27%、回收率70%的锡粗精矿;经两段精选后,能获得锡品位4.11%、回收率54.10%的锡精矿。采用离心重选(一粗一精)+摇床重选(二次精选)的组合工艺,能获得锡品位17.57%、回收率17.25%的锡精矿。研究表明,采用全离心重选工艺,可获得高回收率的锡精矿产品;采用离心+摇床重选的组合工艺,可获得高品位的锡精矿产品,最终可根据实际需求,确定适合的工艺,能实现该锡资源的二次开发利用。  相似文献   
10.
南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr2O3品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr2O3品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。  相似文献   
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