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采用选冶联合工艺对含铜1.53%、氧化率47.06%、结合率21.57%的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43%、回收率为53.72%的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现:铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21%的试验指标;铜综合回收率为86.93%. 相似文献
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研究了在高温,高压(T=180℃,p=1.0~1.2×10^6Pa)的加磷酸盐情况下,苛性碱分解高钙黑钨精矿的工艺,试验表明,高钙钨精矿的分解率(η)可达98%以上,钨酸钠溶液中P/W比值也能满足工艺要求,与常温,常压工艺相比苛性碱的用量降低,分解时间缩短。 相似文献
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某钨矿为含钨矽卡岩型矿石,采用浮选方案,分选回收钼、钨.着重研究了731氧化石蜡皂白钨常温浮选工艺.并获得高质量的钼、钨精矿.钼精矿品位46.12%,回收率76.87%;白钨精矿含W0370.18%,回收率85.31%. 相似文献
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钨矿是我国特有的丰富资源。处理白钨精矿较有效而合理的工艺是盐酸分解法。白钨精矿中最主要的矿物钨酸钙和盐酸反应时,具有较大的平衡常数K≈10~4,从化学平衡的观点来看,即使盐酸过量很少,反应也能进行得相当完全。但在实际生产中,盐酸分解白钨精矿时,要求精矿粒度要细,用较大过量的盐酸,并在尽可能高的温度下进行,才能得到较好的结果,这主要是受分解速度的影响。 相似文献
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何家金 《南方冶金学院学报》1989,10(2):75-82
本研究对江西等地所产的民窿毛钨矿用碱法提钨进行了工艺试验,结果表明:原始矿石的化学组成,性质和反应温度,压力及苛性钠浓度等对碱浸过程的钨浸出率有显著影响,应用配方技术及添加白钨矿分解剂能较好地解决民窿毛钨矿中高硅、钙等原料的处理,研究还发现了一种未见资料报道的碱浸提钨新方法,此法可使通常处于平衡状态的反应继续进行,明显地提高浸出过程的金属回收率,其浸出率达99%。 相似文献
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机械活化碱分解独居石新工艺 总被引:6,自引:0,他引:6
动用你国在钨冶金领域中行之有效的机械活化碱分解工艺及设备进行稀土矿独居石的碱分解,全面研究了各种参数的影响。试验表明,当碱用量为理论量的1.60-1.72倍,温度为160℃,保温时间为2-3h时,稀土分解率可达99%以上。和现有工艺相比,本工艺能使碱用量减少30%,回收率提高2%有明显的经济效益。 相似文献
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长江淤砂提钪综合利用研究 总被引:1,自引:0,他引:1
对长江三峡库尾(重庆段)淤砂进行详细工艺矿物学研究的基础上,进行选矿富集,得到了品位为96.23g/t钪精矿;进行盐酸加助溶剂浸出试验研究,浸出率为80.65%;浸出液萃取提钪试验,得到了纯度为99.85%的三氧化二钪和4N金属钪.并对尾矿、浸渣、废液治理及综合利用进行探讨. 相似文献
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《昆明理工大学学报(自然科学版)》2015,(2)
云南某难选铜矿石属低品位高结合率氧化铜矿,采用选冶联合工艺实现了对该铜矿的高效回收.浮选试验研究表明,磨矿细度为-0.074 mm占80%,调整剂水玻璃用量800 g/t,组合捕收剂丁黄药+异戊黄(1∶1)用量240 g/t,铜回收指标最佳,经二粗二精闭路试验获得的铜精矿中铜品位9.17%,回收率17.76%.浮选尾矿经磁选除铁,磁选尾矿采用硫酸浸出,当磨矿细度为-0.045 mm占54%,硫酸用量60 kg/t,液固比3∶1,转速250 r/min,浸出温度45℃,浸出时间2h时,铜浸出率为81.88%,铜的综合回收率达86.55%. 相似文献
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为分析碱含量、固化温度和含水率等3个因素对NaOH激发钨尾矿抗压强度的影响程度进行了单因素试验。制备边长为70 mm的立方体试样,分别在60、 70、 80、 90、 100℃的烘箱中固化7 d后测试其抗压强度,分别建立抗压强度与碱含量、固化温度和含水率的关系;通过灰色关联理论分析3种因素对试样强度的影响权重。结果表明,碱激发作用对提高钨尾矿强度效应显著:试样的抗压强度随碱含量增加先增大后减小再增大,碱含量为12%时出现拐点;随固化温度升高先增大再减小,最优固化温度为90℃;随含水率增长先增大再减小,最优含水率为18%;碱含量、含水率和固化温度对钨尾矿强度提高的影响效应依次增大,与试样强度的相应关联度分别为67.92%、 71.50%和74.69%。 相似文献
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针对锌冶炼过程产生的含汞酸泥现有湿法工艺中汞硒浸出率低,常规焙烧工艺能耗高和造渣量大的现状,提出一种酸泥氧化预处理回收硒-微波焙烧回收汞的新工艺,以实现酸泥中汞硒的高效分离回收.对高锰酸钾氧化浸出硒汞的原理和工艺条件进行了研究,向浸硒液中加入氢氧化钠能得到氧化汞沉淀,将其与含汞浸出渣混合干燥后,进行微波焙烧处理回收汞单质.向含硒滤液中通入二氧化硫还原得到硒单质,最终实现了硒和汞高效分离回收的目的 .结果 表明:当浸出温度为80℃,浸出时间为5h,液固比为10∶1,转速为550 r/min,高锰酸钾加入量为理论值的1.2倍(以硒化汞和硫化汞含量计),溶液中的硫酸浓度为100 g/L时,硒的浸出率达到96%.当微波焙烧温度为500℃,焙烧时间为30 min时,汞回收率达到了98.5%.本工艺的硒浸出率和汞回收率高、能耗低,是一种具有应用前景和绿色高效的酸泥处理技术. 相似文献
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从矿石研究入手,论述了矿床的矿石类型、组构、成分以及有用组分赋存状态、连生矿物镶嵌类型.小柳沟铜钨矿床矿石类型以矽卡岩型为主,矿石成分较简单,矿石矿物主要为白钨矿,含量2.34%,粒度多在1-3mm;次为黄铜矿和黄铁矿.矿石有用组分以钨为主,其中w(WO3)1.8795%,w(Cu)0.245%,w(S)1.162%,连生矿物间以平直毗连镶嵌为主,其嵌布均匀度白钨矿52.6,黄铜矿43.9,黄铁矿41.0,均属较均匀嵌布,易选矿石。 相似文献
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研究了脆硫锑铅矿精矿与铅碱性精炼废渣同时浸出制取三氧化二锑的工艺流程,得出了浸出、还原、水解、中和等过程的最优工艺条件。该工艺的技术特点是:在浸出过程中,铅碱性精炼锑酸钠渣与脆硫锑铅矿精矿互作氧化剂和还原剂。实验结果表明:浸出过程中Sb浸出率为94.56%,Pb入渣率为97.43%,很地实现了Sb与Pb的分离;浸出液经还原后,冲衡水解率达99.55%;经碱液中和,得到的三氧化二锑颜色呈白色,且其化学成分平均含量中,Sh2O3为97.69%,As为0.0055%,Pb为0.0034%,As和Pb含量低,在用等离子体法制取超细氧化锑时可作为原料。该工艺具有综合利用程度高、环境污染小、易于实现工业化生产等优点,对于铅碱性精炼废渣的资源化利用,消除因其堆存赞成的 环境污染,具有十分重要的意义。 相似文献
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微波加热干燥钛精矿研究 总被引:7,自引:0,他引:7
研究了钛精矿在传统干燥箱和微波炉内的干燥速率曲线,结果表明:微波干燥所用时间仅为传统干燥箱所用时间的1/105,微波干燥的最大脱水率比传统干燥箱大0.621%.微波加热后.矿石表面出现更多裂纹.在本实验范围内,正交实验结果表明:主要影响因素为微波功率,其次为煅烧时间和物料重量.最佳条件为:微波功率700W,煅烧时间90s,物料重量10g,最佳实验条件下,钛精矿干燥脱水率为6.693%.方差分析表明:微波功率和干燥时间对物料的脱水率影响显著. 相似文献
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某低品位锡尾矿中锡和硫的品位分别为0.27%和5.07%,具有综合回收价值,锡和硫在-0.025 mm粒级的分布率分别为61.64%和76.74%,综合回收难度较大. 试验结果表明,摇床和磁选均没有显著地选别效果,浮选则可以较好地达到选别的目的;选别工艺上,可先使用浮选预先脱硫,脱硫后进一步选别锡;相对于摇床,浮选能更有效地回收锡;硫化矿的存在会显著影响锡的选别,较为彻底的脱硫可改善锡的浮选指标;使用三段浮选脱硫工艺,硫的脱除率可达90%以上;脱硫的过程中会损失部分的锡,可通过对硫粗精矿再磨后,完成锡和硫的进一步分离;通过浮选闭路流程,最终可获得硫品位和回收率分别为42.71%和89.84%的硫精矿,以及锡品位和回收率分别为3.16%和60.37%的锡精矿. 相似文献
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提高大厂铟锌精矿产品质量的试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
研究的矿石属锡石多金属硫化矿类型,铁门锌矿与多种硫化矿紧密共生,浮选分离十分困难.试验采取在粗房条件下浮选硫化矿、硫化矿混合精矿再磨浮选铅锑、浮铅尾矿氧化浮锌的工艺,取得了满意的效果. 相似文献
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采用微波辅助技术从脱酚棉籽粕中提取棉籽糖,通过单因素和正交实验考察了微波处理时间、微波功率、料液比、pH值对棉籽糖浸出率的影响,得出了棉籽糖最佳提取条件:微波处理时间9min、微波功率650W、料液比1:10、pH值2.5,在此条件下棉籽糖的浸出率为91.5%,经过微滤膜除杂和纳滤膜浓缩纯化后,棉籽糖纯度95%。最后,通过微滤膜和纳滤膜技术进一步纯化浓缩棉籽糖。 相似文献