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11.
四川某铁锰矿矿石以含氧化锰矿铁矿石、针铁矿矿石和含菱锰矿白云石为主要矿物。通过对其矿石性质进行可选性工艺研究和探索性试验,确定了采用弱磁一强磁联合工艺进行选别,所得铁精矿铁品位60.04%,铁回收率为16.70%,相对其中磁铁矿的回收率为71.18%;锰精矿锰品位为23.37%,锰回收率为81.92%,选别指标较好。研究结果也可为类似矿石的选别提供一定的指导依据。  相似文献   
12.
这是一篇冶金工程领域的论文。研究了柠檬酸环境下破碎粒度和浸出条件对失效锂离子电池锂钴的浸出,为不同类型混合失效锂离子电池回收提供一定参考。结果表明:混合了不同类型的失效锂离子电池中金属含量占比较大的有Mn,Al,Ni,Co,Li,为简化回收工艺及Co、Li的回收价值较大,可只回收Co、Li。破碎粒度在-5 mm范围内对锂钴浸出率的影响较小,而较大破碎粒度浸出率不高可能是因为锂钴包裹在了颗粒中间而不能与浸出液接触而降低了浸出效果。针对混合了不同类型的失效锂离子电池而言,在-5 mm粒级下,柠檬酸浓度1.0 mol/L,浸出温度65 ℃,固液比1 g/100 mL,H2O2 浓度3%,浸出时间55 min,搅拌速度30 r/min条件下进行浸出实验,获得锂浸出率97.86%,钴浸出率98.01%的较好浸出效果。  相似文献   
13.
四川某铁锰矿矿石以含氧化锰矿铁矿石、针铁矿矿石和含菱锰矿白云石为主要矿物。通过对其矿石性质进行可选性工艺研究和探索性试验,确定了采用弱磁-强磁联合工艺进行选别,所得铁精矿铁品位60.04%,铁回收率为16.70%,相对其中磁铁矿的回收率为71.18%;锰精矿锰品位为23.37%,锰回收率为81.92%,选别指标较好。研究结果也可为类似矿石的选别提供定的指导依据。  相似文献   
14.
国外某块状铬铁矿原矿Cr_2O_3品位28.43%,铁品位9.23%,对该矿石进行了物理分选探索试验。研究内容包括在不磨细条件下进行强磁选、重选跳汰、重选摇床试验,摇床磨矿细度试验,重选中矿回收试验,重选尾矿强磁选回收铬铁矿试验,螺旋溜槽重选粗选-重选中矿摇床精选试验及实验室扩大试验等。最终确定采用螺旋溜槽粗选抛尾-粗精矿摇床精选再选的工艺流程,获得了铬精矿产率45.59%、Cr_2O_3品位51.37%,Cr_2O_3回收率82.38%的选别指标,精矿产品里有害杂质硫、磷和二氧化硅含量不超标,为0.003%、0.011%和4.78%,Cr_2O_3/FeO为9.80,完全能达到冶金用铬精矿工业指标要求。  相似文献   
15.
重庆某萤石-重晶石矿BaSO4和CaF2品位分别为52.57%、32.77%,主要目的矿物为重晶石、萤石,脉石矿物是方解石、石英和其他少量杂质,较为复杂难选。为回收利用矿石中的重晶石和萤石,进行了选矿试验。结果表明,相比重晶石优先浮选再浮选萤石流程,重晶石、萤石混合浮选-分离浮选原则流程指标更好。在磨矿细度-0.074 mm占75%、混合浮选以十二烷基硫酸钠为捕收剂,酸性水玻璃、栲胶和硫酸铝组合抑制剂,重晶石浮选以碳酸钠为调整剂、酸性水玻璃为抑制剂,萤石浮选以栲胶、硫酸铝、木质素磺酸钠和NaF为组合抑制剂、油酸为捕收剂,原矿经1粗1扫混合浮选-混合精矿1粗2精1扫重晶石优先浮选-重晶石浮选尾矿1粗4精1扫萤石浮选闭路流程选别,可获得产率52.44%、BaSO4品位94.83%、回收率97.00%的重晶石精矿和产率30.33%、CaF2品位90.06%、回收率82.86%萤石精矿,实现了可浮性相近的萤石、重晶石的有效分离,对类似矿石的开发利用具有一定的参考价值和指导意义。  相似文献   
16.
对某风化斑状花岗岩型长石矿细粒级进行综合利用研究。首先将该矿筛下-5 mm湿磨至-0.6 mm,经弱磁选除去铁质物、脱泥后,用湿式强磁选机在磁感应强度1.4 T时选别2次,获得K_2O与Na_2O总量大于8%,Fe_2O_3含量为0.21%,产率为85.54%的长石、石英混合粗精矿。再添加连二亚硫酸钠2 kg/t、六偏磷酸钠1 kg/t,在质量分数为60%时擦洗30 min后,获得Fe_2O_3含量0.14%、K_2O与Na_2O总量大于8%的长石、石英混合产品,其绝对产率为79.66%。-0.6 mm的长石石英混合产品按以下药剂制度:氟硅酸钠1.8 kg/t、二胺600 g/t、石钠900 g/t、2#油20 g/t,采用30%的质量分数调浆3.5 min后,用1次浮选能分离长石和石英。长石产品中K_2O与Na_2O总量大于12%、Fe_2O_3小于0.2%,石英产品中SiO_2含量大于97%、Fe_2O_3含量小于0.05%。  相似文献   
17.
新疆某白钨矿矿物组成复杂,WO3含量为0.772%,95.85%的钨以白钨矿的形式存在,其他金属矿物主要为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿等。白钨矿不均匀分布在脉石矿物中,以细粒为主,部分为不规则短条带状或不规则团状集合体。为高效回收矿石中的钨,在工艺矿物学分析基础上进行了选矿工艺研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1扫脱硫、1粗1扫常温浮钨、3次加温精选选钨、中矿顺序返回流程处理,可获得WO3品位为66.38%、回收率为83.40%的钨精矿。  相似文献   
18.
由于青海某贫硫金矿选厂磨矿钢球配比偏大,操作参数不合理,导致了磨矿分级系统磨矿效率低、处理量小、磨矿细度不够等问题。通过实验室前期试验并经球径半理论公式计算,确定现场补加球大小和比例。采用JKsimMet软件模拟工业试验流程,寻找磨矿分级回路最佳参数,进行工业试验。试验结果表明:JksimMet软件可以较好地模拟现场磨矿分级回路,为现场优化提供参考和方案;一段磨处理量提高了6.5 t/h,球耗降低了14.29%,排矿细度增加了27.9%,P80降低了60.91%;二段磨排矿细度增加了31.3%,P80降低了13.31%,实现了磨矿效率提高,处理量增加,节能降耗的目的,磨矿分级系统得到了优化。  相似文献   
19.
磨矿浓度是影响磨矿产品粒度组成特性的关键因素.根据柿竹园矿石性质,在实验室和工业试验中分别考察不同浓度下一段磨和二段磨的产品粒度组成特性.结果表明,实验室条件下一段磨矿浓度在75 %、二段磨矿浓度在65 %时能获得均匀性好、合格产品粒度粗和有用磨矿耗能低的磨矿产品质量.工业试验条件下一段磨矿和二段磨矿产品中合格粒级产率分别增加2.23 %和3.96 %、平均粒度分别加粗1.13 μm和3.8 μm,过粉碎分别减轻0.88 %、1.35 %,磨矿过程技术效率分别增加2.79 %、4.86 %,能耗利用率分别增加4.39 %、6.12 %.同时,分级溢流产品中合格粒级产率增加0.72 %,平均粒度加粗1.4 μm,过粉碎减轻6.76 %,分级溢流产品质量得到全面优化.对选矿厂而言,稳定磨矿浓度非常有必要.   相似文献   
20.
对河南省某低品位难选细粒金红石与钛铁矿进行了矿物学及分选试验研究。矿石中金红石与钛铁矿均有回收利用价值,金红石矿物呈他形、半自形柱状,多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布,钛铁矿连生体呈细小的粒状被角闪石、黑云母和石英包裹。目的矿物金红石嵌布粒度较细,属细粒、微细粒不均匀嵌布,粒度区间跨度较大,一般为0.037~0.074 mm。在原矿TiO2含量为2.10%,Fe2O3含量为9.69%的情况下,经重选—磁选—酸洗—浮选的原则流程可得到金红石精矿品位为88.25%、回收率为97.80%,钛铁矿精矿品位为11.76%、回收率为89.57%的较好指标。其中重选为一粗一精,强磁选扫二、扫三中矿合并再重选的流程;磁选为一粗四扫,扫一、扫四中矿与粗选精矿合并成磁选精矿进行酸洗;浮选为一粗两精两扫流程。研究结果对难选低品位微细粒金红石矿的综合利用具有一定的指导意义。  相似文献   
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