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1.
针对青海某铅锌矿球磨过磨现象,利用磨矿动力学原理,建立该矿样球磨磨矿动力学方程,利用该磨矿动力学方程,指导该选厂球磨磨矿,以减轻过磨现状。结果显示,磨机过磨较为严重,为减轻球磨过磨现象,建议减少磨矿时间或降低磨矿浓度,减少矿样在球磨机里的时间,加快矿样的排出,减轻矿样过磨现象,以此不仅提高了铅锌矿的回收率,且减少了球磨能耗,降低了钢耗。  相似文献   
2.
用工业磷酸分解磷矿制磷酸,其组分会对酸解磷矿效果产生影响,为此通过用工业磷酸与纯磷酸进行磷矿浸出对比试验,结合在纯磷酸中添加H_2SO_4、MgSO_4、Al_2(SO_4)_3和Fe_2(SO_4)_3进行磷矿浸出试验,考查了H+、PO43-、SO42-、Mg~(2+)、Al ~(3+)和Fe~(3+)对磷酸分解磷矿性能的影响。试验表明,在相同PO43-浓度下,用纯磷酸浸出磷矿的效果明显优于工业磷酸,说明PO43-浓度不是影响磷矿浸出效果的主要因素。在纯磷酸中加入H_2SO_4可明显改善磷矿浸出效果,而加入MgSO_4、Al_2(SO_4)_3和Fe_2(SO_4)_3对磷矿浸出效果的影响不明显,说明SO42-、Al~(3+)、Mg~(2+)、Fe~(3+)对浸出效果影响不大,真正影响磷矿浸出效果的因素是H+浓度。  相似文献   
3.
对新疆某菱镁矿进行多元素及XRD衍射分析,该矿石主要成分为MgO,以碳酸镁的形式赋存与矿石中,脉石矿物主要以石英、白云石、方解石等为主的SiO2、CaO类杂质,该矿石属工业四级品。针对该矿性质,本实验采用预先脱泥-反-正浮选的工艺流程,在磨矿细度为-74 μm 79.8%,矿浆pH值为6、水玻璃用量为500 g/t,十八胺300 g/t的条件下进行反浮选,可得到精矿品位为44.21%,作业回收率为91.17%的粗精矿;粗精矿在浮选矿浆pH值为9、六偏磷酸纳150 g/t、2#油100 g/t,捕收剂YSM-091为1500 g/t的条件下进行浮选,得到精矿品位46.31%,作业回收率91.23%的镁精矿。在较佳条件下,进行闭路实验,最重可得到品位为46.12%的精矿产品,综合回收率为77.83%,其主要杂质SiO2、CaO的含量分别为0.92%、0.81%。对比菱镁矿品级技术指标,该精矿产品达到了工业一级品的要求。   相似文献   
4.
循环利用化学试剂从磷石膏中提取SO_4~(2-)和Ca~(2+)制备高纯硫酸钙的关键步骤是从双极膜电解除杂后的磷石膏分解液中提取SO_4~(2-)和Na~+,得到NaOH溶液和H_2SO_4溶液,用于循环制备高纯度硫酸钙。本研究对此过程中的电流密度和分解液浓度进行了单因素试验分析,在不同电流密度和磷石膏分解液浓度下,考察了磷石膏分解液的电解率、电解能耗以及电流效率的差异。试验结果表明:在电流密度为47.6mA/cm2,磷石膏分解液浓度为1.143mol/L时,电解率达到99.04%,能耗1.529kW·h/kg,电流效率为62.23%,此时能耗最低且效率最高,电解效果最佳。经分析可知,酸溶液中主要含H+和SO_4~(2-),硫酸浓度达到0.924 9mol/L;碱溶液中主要含Na+和OH-,也含有少量的K+,氢氧化钠(氢氧化钾)浓度达到2.125 7mol/L。酸碱溶液中几乎不含有其他杂质,可直接返回用于循环分解磷石膏。  相似文献   
5.
贵州某重晶石原矿品位低、含有硅酸盐及碳酸盐杂质较多,重晶石品位难以达到工业指标。为了提高资源的利用率,进行了实验室浮选试验研究。试验内容包括pH值与重晶石和方解石可浮性的关系试验,正浮选药剂用量试验,正浮选开路流程试验,正浮选闭路流程试验。浮选试验采用正浮选一粗两精一扫工艺,在磨矿细度为85.91%,矿浆浓度为24%,正浮选矿浆温度20℃的条件下,取得了重晶石精矿品位为87.53%、回收率86.96%的较好技术指标,且CaO含量降至0.8%以下,实现了重晶石与方解石的有效分离。  相似文献   
6.
含黄铁矿15.59%,金0.29 g/t、银8.28 g/t的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收利用价值。尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%,经过一次粗选,可获得含硫42.73%、回收率86.56%,含金1.01 g/t、回收率85.85%,含银31.91 g/t、回收率82.59%的混合粗精矿。该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。  相似文献   
7.
循环利用化学试剂从磷石膏中提取SO_4~(2-)和Ca2+制备高纯硫酸钙,其中一个重要环节是用NaOH溶液分解磷石膏从中提取SO_4~(2-)得到Na_2SO_4溶液和Ca(OH)_2渣。在此过程中,热力学分析结果表明,磷石膏中的杂质主要进入Ca(OH)_2渣中,只有少量Si、Al杂质以Na_2SiO_3和KAlO_2的形式溶解进入Na_2SO_4溶液。通过绘制25℃下Na_2SO_4溶液中SiO_3~(2-)和AlO_2~-水解后各组分的热力学平衡图发现,采用控制Na_2SO_4溶液pH值的方法,可沉淀去除其中的Si、Al杂质。验证试验表明,硫酸钠溶液初始pH=13.20时,Al质量浓度为17.7 mg/L,Si质量浓度为53.41mg/L;将pH调至12左右时,溶液中已检测不出Al,Si去除率为8.48%;将pH调至7左右时,溶液中检测不出Al,Si去除率为75.89%。  相似文献   
8.
为了提高攀枝花某选钛厂的选别指标,研发了新型捕收剂ZF-02来处理该微细粒钛铁矿。试验结果表明,对TiO2质量分数为22.85%的原矿,以ZF-02为捕收剂,硫酸作调整剂,草酸作抑制剂,经一粗一扫三精的闭路工艺流程选别,获得了TiO2品位48.08%,回收率89.73%的钛精矿。与生产上使用的MOH捕收剂比较,ZF-02不但具有良好的性能价格比优势,而且泡沫现象稳定、来源广泛、无毒无害(不含苄基胂酸)。  相似文献   
9.
为改进湿法磷酸生产工艺,提高副产磷石膏的品质,减少湿法磷酸固体副产物堆存产生的经济和环境压力,进行了工业磷酸分解磷矿制磷酸的实验,同时对固体副产物的性质进行了分析。工业磷酸分解磷矿制磷酸的工艺分为两步:第一步,工业磷酸与磷矿反应,得到磷酸二氢钙溶液和酸不溶渣;第二步,浓硫酸与磷酸二氢钙溶液反应,得到磷酸溶液和高纯石膏。采用单因素实验考察了酸比(工业磷酸用量与理论磷酸用量的物质的量的比值)、磷矿粒度、反应温度和反应时间对磷矿中磷浸出率的影响。得到磷矿酸解适宜工艺条件:酸比为6.8,磨矿细度为小于0.074 mm粒级占60%,反应温度为50 ℃,反应时间为2.5 h。在此条件下,磷矿中磷的浸出率可达87.69%。磷矿酸解制磷酸产生的固体副产物中石膏占35.32%(质量分数)、酸不溶渣占64.68%(质量分数)。制备的高纯石膏的纯度为95.80%,工业利用价值较高,有利于提高湿法磷酸固体副产物的利用率。  相似文献   
10.
针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。  相似文献   
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