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21.
某铜钼矿浮选后的尾矿中钨以白钨矿、钼钙矿形式存在,含钨品位仅0.082%。根据尾矿的矿石性质,试验探索了联合工艺磁选-浮选流程、磁选-重选流程对钨矿物回收的可能性,研究结果表明:磁重联合流程能有效的回收钨矿物,可获得钨精矿含钨品位36.13%,钨回收率60.29%的良好指标。实现了对该尾矿中钨有价元素的综合回收。   相似文献   
22.
针对某含钪选铜尾矿,进行了直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究 。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0:1,浸出时间8h的最佳条件下,尾矿直接酸浸的钪浸出率达90.36%,选矿预富集获得钪精矿再酸浸的钪浸出率达到91.23%。经济计算表明,后者每生产1kg氧化钪的成本要低于前者0.22万元。  相似文献   
23.
试验表明影响某矿金浮选指标的两个主要因素为磨矿细度和浮选pH值;利用金矿物浮选速度的差异,提出了快速浮选流程内部结构改进方案,使金精矿品位提高了0.97g/t,回收率提高了4.40个百分点。  相似文献   
24.
针对陕西安康地区岩浆岩钒钛磁铁矿,其含量为TFe 20.90%、TiO27.67%,钛磁铁矿TFe理论品位仅为52.44%,钛铁矿TiO2理论品位为47.83%.矿石组成复杂,金属矿物主要为钛磁铁矿和钛铁矿,脉石矿物主要为绿泥石、斜长石、辉石和角闪石.针对矿石性质,采用两段阶段磨选选铁-强磁浮选选钛工艺流程可有效富集回收矿石中的铁、钛金属,获得铁精矿和钛精矿.最终获得铁精矿产率为12.35%,TFe品位为50.18%,TFe回收率为29.37%;钛精矿产率为6.38%,TiO2品位45.34%,对原矿TiO2回收率为38.31%,较好的实现了铁、钛的回收.  相似文献   
25.
李晓波  严伟平 《金属矿山》2012,41(4):100-105
介绍了离子浮选技术在药剂作用机制和浮选动力学方面的的理论研究进展及离子浮选技术在矿物工程、湿法冶金、废水处理和化工工业等领域的应用研究现状,归纳了离子浮选技术的影响因素和工艺特点,并对离子浮选技术的发展及应用前景进行了展望。  相似文献   
26.
某框架剪力墙结构工程初期施工中,出现了楼板对角裂缝和跨中裂缝.经从结构、构造和施工多方面分析,主要是因板的抗裂能力不足引起的.后续施工中,采取在楼板上部加配双向抗裂构造钢筋网片、调整混凝土组分材料和配合比、改善混凝土性能的综合措施,成功解决了问题.  相似文献   
27.
这是一篇矿物加工工程领域的论文。针对攀西地区某选矿厂的超微细粒级钛铁矿难回收的问题,进行了浮选工艺流程的对比研究。采用直接浮选、脱泥-浮选、 “离心-浮选”、“超导-浮选”、“强磁-浮选”、“悬振-浮选”等选矿工艺流程,试验结果表明:直接浮选和脱泥-浮选工艺无法获得TiO2品位大于46%的钛精矿产品;悬振和强磁选可以获得品位较高的预富集精矿,有利于后续浮选作业,离心和超导可以获得回收率较高的预富集精矿,可保证钛铁矿的有效回收。但考虑到超导预富集工艺工业实施投入大、目前尚无成熟工业案例;而强磁选和悬振预富集工艺易于工业化实施,但悬振选矿机的单机处理能力有限。因此,最终确定最优选矿工艺为“强磁-浮选”,可获得钛精矿品位46.62%,开路浮选作业回收率58.32%,全流程回收率43.78%的指标。  相似文献   
28.
针对安徽某矿山含钪选铜尾矿,进行直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0∶1,浸出时间8 h的最佳条件下,尾矿直接酸浸和选矿预富集钪精矿再酸浸钪浸出率均超过90%。尾矿直接酸浸钪总回收率较高,选矿预富钪精矿再酸浸成本较低。  相似文献   
29.
四川某稀土尾矿中含萤石27.58%,重晶石45.25%,氟碳铈矿1.25%,由于长期堆存,其综合回收利用难度大。试验通过磨矿—萤石浮选—萤石精矿磁选分离稀土—萤石尾矿重选回收重晶石的选矿流程,可综合回收利用萤石、重晶石及稀土矿物。试验结果表明,以YS-1#为萤石捕收剂,EM326为重晶石抑制剂,通过一次粗选、一次扫选、六次精选的浮选流程,可获得萤石精矿品位大于95%的指标,对浮选萤石精矿进一步强磁分离稀土矿物,可获得萤石精矿CaF2品位97.63%、回收率73.57%、稀土精矿REO品位38.57%、回收率45.27%的指标;萤石浮选尾矿通过分级—重选流程可获得重晶石精矿BaSO4品位90.35%,BaSO4回收率75.48%的指标。  相似文献   
30.
这是一篇矿物加工工程领域的论文。新疆某低品位萤石矿主要由萤石(28.85%)、方解石(43.26%)、石英(12.01%)和长石(10.28%)四种矿物组成。通过详细的选矿实验研究,在磨矿细度为-0.074 mm 65%时,以酸化水玻璃和改性碳水化合物EM-318为方解石抑制剂,植物基脂肪酸皂EM-OL3为萤石捕收剂,采用“两次粗选一次扫选八次精选”的工艺流程,浮选闭路实验获得了CaF2品位97.59%,CaF2回收率90.98%的萤石精矿。该实验研究表明,改性碳水化合物EM-318为方解石抑制剂,与植物基脂肪酸皂EM-OL3为萤石捕收剂配合使用,能够高效地实现萤石与方解石的分离。  相似文献   
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