鲕状贫赤铁矿焙烧磁选尾矿中煤的电选研究

<正> 焙烧磁选是处理鲕状贫赤铁矿的可行方案之一。我们在处理贵州平黄山鲕状贫赤铁矿的试验研究中,采用焙烧磁选方案,根据回转窑高温焙烧扩大试验,当原矿品位为234％Fe时,可获得最终铁精矿产率18.7％,精矿品位:Fe84.5％,SiO_26.67％,Al_2O_3 1.77％,MgO1.69％,CaO3.21％,P0.19％,S0.9％,回收率67.3％,脱硅率95.5％。脱硅率高,含磷量低是本方案的特点。     

2002年9月日美稀土市场行情

日本市场产品及规格价格(日~/kg) 产品及规格混合稀土金属发火合金氧化稀土平板玻璃抛光光学玻璃抛光光学玻璃抛光Ce0:50％氟化稀土氧化镧电容器用La。0。50％～60％氧化铈99.9％氧化钇陶瓷产品用99.9％,500kg以上荧光粉用99.99％,500kg以上氧化铕99.99％,lOOkg氧化镨95％氧化钕95％氧化钆GGG用99.99％,5kg以下试剂用氧化钐95％氧化铽99.99％,lOkg以上氧化镝95％1500~20002000～3000 900^v13001400～2200 900~-16001550一16501500 20001500一20003200一3600 5000一6000 6000一800060000“-,70000 1500一2000 2000 2500 30000 18000 2000 300040000~50000 8000 10000价格(日~/kg)氧化钪99.9％氧化钪99。99％金属钐99.8％一99.9％,5kgSm2Col 7合金,lOOkg以上Sm2CoI,合金,少量金属钕95％金属钕99.9％,lOkg以下 。3000~4000日元儋 4000日元/g以下 3...     

选择性回收矿物

使用β—巯基乙醇(mercaptoethanol)作为抑制剂,改善了硫化矿物浮选时,泡沫产品中含铜与铁矿物和浮选尾矿中含铅与锌矿物的分选。于是,含铅3.18％、锌0.39％、铜0.24％和铁1.58％(重量)矿石磨至 100目占23％的粒度,用水稀释、搅拌,并在使用与不使用β—巯基乙醇的条件下进行浮选。当使用β—巯基乙醇作为抑制剂时,浮选尾矿中铅和锌的平均回收率由72.9％与87.3％分别提高到84.6％和93.4％,并且泡沫产品中铜和铁的回收率分别由53.1％和18.3％增加至67.5％和17.9％。     

XRFA直接测定高冰镍中镍、铜、钴、铁和硫

采用粉末压片法制样,X射线荧光光谱法直接测定高冰镍中镍、铜、钴、铁和硫等5个元素。使用德国SIEMENS SRS300型顺序式X射线荧光光谱仪,经验系数法校正元素间效应。其分析范围是:Ni40％～56％,Cu20％～30％,Co0.4％～0.9％,Fe2.0％～5.0％,S20％～26％。分析结果与化学法相符,方法准确、简便、快速,成本低,精密度高,各元素分析标准偏差均小于0.08。适于高冰镍的日常分析及监控高冰镍冶炼的中间产品。     

利用废树脂等工业废料制备高孔隙率陶粒的试验研究

制备的多孔陶粒烧成温度为1120～1140℃,其原料由28％～32％城市污泥、32％～35％万年铅锌尾矿、6％～9％絮凝污泥、8％～10％粉煤灰、18％～21％废树脂组成.该陶粒吸水率为53.2％,显气孔率为59.13％,体积密度为1.16g/m3,抗压强度为1.52 MPa,耐酸性为98.1％,耐碱性为98.7％.     

国内外综采综掘开机率

<正> 一、概述开机率是采掘机械在工作面实际运转时间与全部生产工作时间或规定生产时间之百分比。 1988—1989年国外采煤机平均开机率以每天全部生产时间计算时,原西德为38.3％,澳大利亚37.7％,英国35％,苏联27％,美国60％。我国1987年抽样调查为23.13％,1988年统计为17％左右,百万吨综采队开机率可达35～50％。     

2002年6月日美稀土市场行情

日本市场产品及规格价格(日~/kg) 产品及规格混合稀土金属发火合金氧化稀土平板玻璃抛光光学玻璃抛光光学玻璃抛光CeO。50％氟化稀土氧化镧电容器用La。O。50％一60％氧化铈99.9％氧化钇陶瓷产品用99.9％,500kg以上荧光粉用99.99％,500kg以上氧化铕99.99％,100kg氧化镨95％氧化钕95％氧化钆GGG用99.99％,5kg以下试剂用氧化钐95％氧化铽99.99％,10kg以上氧化镝95％1500一20002000～3000 900～13001400 2200 900～16001550一16501500~20001500一20003200～3600 5000~6000 6000~800060000~70000 1500～2000 2000~2500 30000. 18000 2000—300040000~50000 8000~10000价格(日~/kg)氧化钪99.9％氧化钪99.99g金属钐99.8％一99.9％,5kg以下Sm2Col7合金,100kg以上Sm2C01 7合金,少量金属钕95％金属钕99.9％,10kg以下3000~4000日元/g 4000日元儋 30000—...     

东川包子铺褐铁矿选矿试验研究

采用传统的机械选矿方法处理昆钢包子铺褐铁矿很难达到铁精矿品位57％以上。采用磁化焙烧-磁选工艺处理包子铺褐铁矿, 能有效提高铁精矿品位, 可以得到铁精矿产率55.27％, 铁品位59.47％, 铁回收率92.86％的良好指标。氯化离析-弱磁选探索试验处理昆钢包子铺褐铁矿可以得到铁精矿产率36.26％, 铁品位77.24％, 含P 0.22％, 铁回收率80.20％的指标。     

煤炭灰分对洗选产品质量的影响

苏联乌克兰加盟共和国煤炭部所属选煤厂入洗原煤灰分的提高(从1970年的26.9％提高到1980年的35.3％),主要是由于煤层顶底板矸石混入量增加的结果。最终不仅降低了商品煤产量,而且降低了商品煤的质量。十年来,商品煤产率降低了10.4％,灰分从12.9％提高到15.4％;精煤产率降低了8.1％,灰分从9.3％提高到10.3％。     

矿井通风设计与主扇经济运行

煤矿主扇是大功率长时连续运行的大型设备,耗电量高,据统计,1986年我国统配煤矿在运转的主扇共1078台,总功率为367084kW,平均效率为52.8％。运转效率小于50％的占总数的40.5％,大于50％、小于60％的占57.8％,大于60％的仅占1.7％。全国统配煤矿平均主扇电耗占全矿总电耗的16％左右,部分矿井高达20～25％。因此,实现主扇经济运行对节电和改善矿井经济指标具有重要意义。一、主扇经济运行的含义及其影响因素分析     

选择性絮凝脱泥在祁东铁矿选矿的应用

祁东铁矿为沉积变质矿床,系微细粒嵌布的磁铁矿、赤铁矿矿石类型,高硅贫铁低硫磷,原矿中铁矿物约37％,磁、赤铁矿物大约各占一半,脉石矿物约63％,其中石英约37％,硅酸盐矿物(云母、绿泥石等)约26％。磁铁矿颗粒粒径90％大于37～52微米,赤铁矿90％大于9～13微米,脉石90％大于52微米。由于矿物嵌布粒度十分微细,因此当原矿品位28％左右,磨矿细度为90～93％-200目时,采用常规选矿方法,精矿品位一般不超过55％,回收率仅70％左右。     

提高云南昭通地区铅锌矿铅锌回收率的工艺技术研究

对云南昭通地区铅锌矿选矿工艺进行了研究,该矿原矿含铅２％—５％,锌９％—１４％。原生产技术指标为铅精矿品位４１．９３％、回收率７２．３９％,锌精矿品位５１．２３％、回收率６９．６９％。通过对原矿性质的研究和选矿试验,确定了磨矿粒度为７０％－２００目,改变了生产工艺流程结构,并辅以合适的硫铁矿抑制剂,将原铅、硫分选后的硫精矿进一步扫选,回收部分铅,并增加了硫精矿中回收锌的作业,所得锌粗精矿并入锌精选作业,此工艺流程应用于生产的生产技术指标为：铅精矿品位４２．８０％、回收率８０．８８％,锌精矿品位５３．６４％、回收率８１．０７％。获得了显著的经济效益。     

铈铌钙钛矿的浮选

使用 IM—50作为捕收剂、LSF为锥辉石的抑制剂,改善了从含长石46％、霞石25％、锥辉石21％、铈铌钙钛矿1.2％,磷灰石3.6％和异性石0.5％的重选矿泥中优先浮选铈铌钙钛矿的结果。获得含铈铌钙钛矿92％、P_2O_5为～0.6％的精矿,精矿中铈铌钙钛矿的回收率为58.9～64.4％。     

钼铋无捕收剂等可浮浮选的生产实践

采用无捕收剂钼铋等可浮流程取代全浮选流程,钼铋选别指标大幅度提高,药剂费用也有较大降低。钼精矿钼品位由43.43％提高到47.76％,钼回收率由58.87％增加至79.14％;铋精矿铋品位由15.18％提高到38.69％,铋回收率由40.57％增加到56.60％;吨矿药剂费用由11.65元降至9.3元。     

苏联选煤技术现状

1985年苏联生产原煤7.26亿t,其中褐煤约占20％,原煤灰分为20.5％左右。入选量约3.11亿t,占总产量的43％。在乌克兰地区,入选比重要高些,1984年为68.9％。入选原煤灰分平均为25～28％,不入选的多为灰分16％左古的动力煤,但大多数也进行筛选。洗选方法主要是跳汰占53％;其次是重介选占28％;浮选占12％;其它占7％。在1986～1990年第12个五年计划中,1990年原煤产量将增加到7.95亿t,主要是依靠技术进步和对老矿进行改扩建。在上一个五年计划中,改扩建的投资占煤炭工业的总投资38％,而在12个五年计划中     

含铀铅锌多金属硫化矿的无氰浮选工艺研究

本文介绍了含铀铅锌矿的矿石特性,叙述了无氰浮选工艺试验结果。研究表明,采用先选铅、锌,后选铀的优先浮选流程,技术可行、经济合理。当原矿中含铅2.86％、锌2.47％、铀0.019％时,可获得含铅65.13％、锌4.51％的铅精矿,含锌52.0％、铅1.22％的锌精矿,含铀0.028％的铀精矿。铅精矿、锌精矿和铀精矿的回收率分别为94.87％、87.61％和66.13％。文中还结合试验结果对浮选过程中有关亚硫酸钠的影响、硫化钠的作用及丁基铵黑药(二丁基二硫代磷酸铵)选浮法工艺的实质作了讨论。     

CGS-1组合药剂浮选分离铜铅混合精矿的研究和应用

针对广西佛子冲铅锌矿铜铅分离技术难题,采用ＣＧＳ １ 组合药剂分离铜铅混合精矿,精矿含铅量由１６ ．４７％ ～２６ ．９３ ％ 降低到８．９０ ％ ～１２ ．９９％ ,铜回收率由２０ ．５０ ％ ～４１ ．９４ ％提高到４５ ．８７ ％ ～５３ ．１４ ％ ,取得了明显的经济效益和社会效益。     

复合铜-镍矿石的浮选试验

在实验室和半工业的条件下,做了浮选两种复合铜镍矿石试样的试验,以便得到混合硫化矿精矿。矿样相同,只是第一种试样含铜0.35％,含镍0.11％,另一试样含铜0.69％,含镍0.14％。前者经浮选得到铜品位为12.2％镍品位为2.5％的精矿,其回收率铜为87％,     

哈萨克斯坦采矿生产的发展方向

哈萨克斯坦共和国是原料生产国。在前苏联矿产总量中,该共和国金属铅产量占65％、锌45～48％、铜26％、钛35％、铝矾土17％、镉50％、钡产品80％。哈萨克斯坦可生产门捷列夫元素周期表中的50多种元素,现有26家工业企业生产有色金属,拥有     

我国发现世界罕见碲原生矿

一种世界罕见的辉碲铋矿床最近首次在四川省石棉县大渡河畔被发现。这次发现的辉碲铋矿呈单独矿体,经化验,含碲一般在1％～12％,个别高达34.5％;含铋一般在3％～20％,个别高达61.98％。