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以贵冶炉体检修残留含铜镁砖为原料,通过破碎和浮选工艺,得到原矿和浮选矿。分别按2t/炉原矿、 1t/炉浮选矿、2t/炉浮选矿配加,在卡尔多炉进行回用工业试验。试验结果 :不添加含铜镁砖时,渣含铜为2.614%;添加2t/炉原矿时,渣含铜为4.602%;添加1t/炉浮选矿时,渣含铜为2.960%;添加2t/炉浮选矿时,渣含铜为2.339%。原矿直接回用无法进行,浮选矿回用获得成功。最终实现高镁铜精矿全部回用的目的。 相似文献
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摘要:通过浸泡实验研究了3种镁质(致密镁质、微孔MgO质、镁碳质)耐火材料与超低碳钢液(1560℃)的相互作用,考察了不同浸泡时间(0~35min)钢中O、N、C和Al、Si、Mn含量及钢中夹杂物的成分、数量、分布等特征的变化,并对耐火材料与钢的界面层进行了观测和分析。结果表明,随着浸泡时间的延长,3组钢中氧含量均先升高再降低,均对钢液有一定的污染,钢中夹杂物的数量增加,夹杂物种类由Al2O3-MnO夹杂逐渐转变为Al-Mg-Si-Mn-O复合夹杂。与致密镁质耐火材料相比,微孔MgO质和镁碳质耐火材料与钢的界面处分别能形成连续的镁铝尖晶石层和致密的MgO层,有助于降低耐火材料的侵蚀以及对钢液的污染。此外,与不含碳的镁质耐火材料相比,镁碳质耐火材料对钢液增碳严重。因此,微孔MgO质耐火材料不仅对钢液的二次污染小、不会向钢液增碳,而且还可以吸附钢中氧化铝夹杂,更有利于超低碳洁净钢的生产。 相似文献
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氧化镁是一种重要且需求很大的无机化工原料,是制备高附加值镁质产品的原材料,其来源之一就是由菱镁矿经过高温煅烧获取。通过控制菱镁矿颗粒的粒径、煅烧方式、是否掺入添加剂、菱镁矿内部组分杂质含量、新的煅烧工艺等来优化煅烧流程,最终制取高活性的氧化镁产品。另外,氧化镁的制备与活性检测是分不开的,从菱镁矿的煅烧方式,以及氧化镁活性检测两方面进行了综述,对其工艺的改进提出了展望与建议。 相似文献
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Precipitate flotation has been used to preferentially concentrate nickel over iron dissolved in solutions obtained by sulfuric acid leaching of a selectively reduced laterite. Leach solutions, containing about 3 g/L nickel, 0.5 g/L ferrous, 0.5 g/L magnesium, were neutralized using sodium carbonate to give mixed precipitates of a basic nickel carbonate and mainly non-carbonate iron compounds. At the optimum pH of 8.2, stage additions of sodium oleate and Dowfroth 250 (Dow Chemical Company product) totalling 0.07 g/g total nickel and 0.08 g/L solution, respectively, gave flotation recoveries of 93% nickel and 36% iron into concentrates analyzing 41% nickel and 2.8% iron. By neutralizing with sodium hydroxide instead of sodium carbonate, non-selective flotation of nickel and iron is obtained with increased consumption of collector and frother. 相似文献
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采用熔融制样,建立了镁质耐火材料(制品镁砖等)及其原料(水镁石,原料镁砂等)中MgO、Al2O3 、SiO2 、CaO、P2O5 、TiO2、TFe2O3、Na2O、K2O、MnO的X射线荧光光谱分析方法。与以往方法相比,增加了Na2O、K2O的含量测试,为最终对于MgO的准确测试提供了依据。对高镁样品(MgO含量大于90%)的熔剂体系、样品与熔剂稀释比等方面进行了考察,同时对水镁石、菱镁矿等高烧失量样品的烧失量校正进行了探讨。采用国家标准样品GBW07105和高纯镁砂配制的系列校准样品来建立校准曲线,用经验系数法回归校正共存元素间的吸收增强效应。方法的检出限在0.031%~0.45%之间。对样品进行了精密度试验,各成分的相对标准偏差(RSD,n=10)在0.31%~3.4%之间。对人工合成样品及标准样品进行测试,结果与湿法测定结果吻合。 相似文献
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首先建立原生浮选硫化锌精矿标准谱图,即选用国标GB/T 8151—2012分析方法对粒度为200~230目(74~61μm)的锌精矿进行定量分析,确定主要成分(Zn、Fe、S)含量,然后称取8mg 200~230目硫化锌精矿样品,以标配氧化铝坩埚做参比坩埚、以升温速率为10℃/min的分析条件在差热分析仪上进行分析,得到具有在450℃和680℃左右有两个明显放热峰的原生浮选硫化锌精矿差热分析标准谱图。其次,在相同实验条件下建立未知矿源锌精矿的差热分析谱图。最后,进行锌精矿理化性质的鉴别,即将未知矿源锌精矿的差热分析谱图与原生浮选硫化锌精矿标准谱图进行比对,根据差热谱图的差异,可判断出未知矿源硫化锌精矿的理化性质,而不再需要进行定量分析。实验对不同矿源的4个锌精矿样品进行了差热分析试验,通过谱图比对可以看出甘肃巨科锌精矿和西藏矿差热分析(DTA)曲线和标准谱图比对趋于正常;但甘肃某1~~#矿和甘肃某2~#矿的锌精矿没有热反应发生,没有标准的放热峰,峰面积也比较小。因此通过与标准原生浮选锌精矿差热谱图进行比较,可以直观快速地判断出甘肃某1~#矿和某2~#矿的锌精矿为人为配制的假矿,不是硫化锌精矿。实验研究为快速、直观鉴别硫化锌精矿的理化性质提供了参考,对降低有色锌冶炼在采购、验收环节的风险具有一定意义。 相似文献
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利用盐湖氯化镁和硫酸制备七水硫酸镁,将七水硫酸镁脱水得到无水硫酸镁.采用天然气还原热解无水硫酸镁得到高纯氧化镁.通过单因素实验考察了还原热解温度、热解时间、硫酸镁的粒径和天然气气体流量对硫酸镁转化率的影响,通过正交试验优化了还原热解的条件.采用X射线衍射和扫描电镜对还原热解产物进行分析和表征.氧化镁的最佳制备条件:热解温度为1000℃,热解时间为30min,硫酸镁粒径为75μm,天然气气体流量为25mL·min-1.温度是影响硫酸镁转化率的主要因素.在最佳制备条件下,硫酸镁的转化率达到99.27%,氧化镁的纯度达到99.5%,制取的氧化镁单分子均匀,表面为多孔蓬松,具有高比表面积. 相似文献
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某难选金矿石浮选工艺试验研究 总被引:9,自引:0,他引:9
根据矿石性质及生产实际情况,试验从常规浮选、抑碳浮选和粗精矿再磨浮选三个方面进行了研究。为现场生产改造推荐了试验指标较好的粗精矿再磨浮选工艺。 相似文献
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为了适应各类镁质耐火材料的测定要求,实验以样品与混合熔剂(Li_2B_4O_7-LiBO_2-LiBr)稀释比为1∶10、1 050℃熔融20min制备玻璃片,应用X射线荧光光谱法(XRF)测定镁质耐火材料中MgO、CaO、SiO_2、Al_2O_3、Fe_2O_3、MnO、P_2O_5、TiO_2、Cr_2O_3、K_2O等10种组分。以光谱纯物质、标准样品、纯物质与标准溶液合成样品、化学定值样品联合制作校准曲线。通过经验系数法判据对基体项的计算值间的比较以选择校正项参与各组分的基体效应校正,各组分校准曲线拟合准确,有效克服了镁质耐火材料中各组分测定时基体效应的影响。对样品进行精密度试验考察,相对标准偏差(RSD,n=7)在0.053%~3.1%之间。对标准样品及未知样品进行准确度考察,测定值与认定值或湿法值一致。 相似文献
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某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明:采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。 相似文献
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Based on the laboratory studies of ore concentration and the statistical processing of the characteristics of operating a
lead-zinc plant, it is established that obtaining a high-quality commercial lead concentrate is possible only after the additional
reduction of the crude concentrate. It is proven that the characteristics of flotation increase as the content of metals in
the starting ore increases. The revealed dependences are used in development of the technology of zinc removal from the lead
concentrate to improve the characteristics of ore dressing. The idea of this technology is that the batch is prepared from
the concentrate and the ore; the charge is ground in the ore mill and concentrated by the schematic of direct selective flotation.
An increase in the quality of the lead concentrate is reached due to the opening of aggregates of galenite with sphalerite
and pyrite. The increase in the characteristics of ore concentration is explained by an increase in the content of metals
in feeding the flotation and by a decrease of the ratio of the zinc content to the lead- the zinc module. The commercial characteristics
obtained as a result of industrial tests of the technology of zinc removal from the lead concentrate due to repeated flotation
with the starting ore confirmed the high efficiency of the developed technology. 相似文献
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刚果(金)某铜钴资源综合回收利用处理原料由难选铜钴矿和现有浮选厂旋流器分级细泥、浮选低品位氧化铜精矿、铜浮选尾矿再磁选的精矿混合而成。项目设计规模3 500t/d,年产阴极铜5万t、氢氧化钴11 236t(钴金属3kt)。2018年3月24日项目动工。2019年9月,铜回收率和产铜量实现达标达产,当月产铜4 250.47t,铜回收率90.27%,硫酸、焦亚硫酸钠、絮凝剂耗量和电流效率等主要技术指标也优于设计值,9~12月累计吨铜综合成本2 983.13美元、付现成本2 218.77美元;吨钴综合成本13 442.57美元、付现成本10 041.79美元。 相似文献