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1.
国外某原生钛铁矿中TiO2品位8.23%、Fe2O3品位16.47%;主要含钛矿物为钛铁矿、少量金红石和榍石,微量含钛的磁铁矿,脉石矿物主要是角闪石、长石,其次绿泥石、金云母、石英、高岭土等。有价矿物之间嵌布关系复杂,且钛铁矿嵌布粒度细,同时钛铁矿和磁铁矿包裹体包含于角闪石间,增强角闪石磁性,不利于钛铁矿磁选分离。试验采用磁选-粗精矿再磨-浮选工艺流程获得TiO2品位为47.41%、回收率为50.32%的钛精矿。  相似文献   
2.
某方解石-石英型萤石矿CaF_2含量为25.32%,属低品位萤石矿。浮选试验在粗选磨矿细度-74μm占75%,粗精矿再磨细度选择为-74μm占85%的条件下,以碳酸钠作调整剂,水玻璃作抑制剂,油酸作捕收剂,采用"1粗7精2扫-粗精矿再磨"工艺流程进行闭路试验,最终得到CaF_2含量为96.33%、CaCO_3含量为0.89%,回收率为70.07%的萤石精矿。  相似文献   
3.
杨招君  徐晓衣  陈龙  梁焘茂 《中国矿业》2021,30(S2):276-280
青海某低品位硫化铅锌矿中Pb品位3.04%、Zn 品位1.61%,主要金属矿物为方铅矿、闪锌矿、黄铁矿,脉石矿物主要是石英、高岭石、方解石等。有价矿物之间嵌布关系复杂,磁黄铁矿含量偏高,浮选分离难度较大。本试验采用铅、锌顺序优先浮选流程,磨矿细度-0.074mm占70%,用ZnSO4抑制锌、乙黄药作为捕收剂优选浮铅,铅浮选尾矿加入CuSO4活化、丁黄药作为捕收剂再浮锌,铅、锌粗精矿分别经过二次精选提质,最终得到铅精矿含Pb 56.76%、铅回收率为95.73%;锌精矿含Zn 30.72%、锌回收率为82.54%。  相似文献   
4.
浮选是回收钛铁矿的有效手段,其中捕收剂起着关键作用。目前对钛铁矿捕收剂的研究主要集中在以油酸、羟肟酸等为代表的捕收剂方面,其中苯甲羟肟酸类捕收剂以其高选择性备受关注,但其在对钛铁矿的浮选作用机理方面的研究甚少。从钛铁矿界面性质研究出发,通过单矿物浮选试验、红外光谱、接触角及动电位测定解释了苯甲羟肟酸与钛铁矿的浮选作用机理。  相似文献   
5.
针对现有磁选设备分选高岭土除铁效果不好、处理量小、容易堵塞的现状,开发了ZQS-X-1000新型磁选机,该机具有磁场强度高、磁场分布均匀,采用独特的组合磁介质,配合高压水、高压气进行卸矿的特性.工业试验结果表明,该机具有处理量大、生产效率高、生产指标良好及长期运行平稳的特点.应用该机处理福建某含Fe_2O_3为0.55%和烧成白度75.2的高岭土原料,在给矿时添加六偏磷酸钠0.4%、矿浆浓度17.5%、给矿量25 m~3/h的条件下,经一次磁选可以取得产率84.15%、含Fe_2O_3品位0.29%及烧成白度88.7的优质高岭土产品.  相似文献   
6.
国外某海滨砂矿富含钛铁矿、锆石、独居石等多种有用矿物。钛铁矿矿物经历蚀变,部分锆石表面被铁污染,矿物磁、电性质发生变化,较为难选。采用筛选—螺旋溜槽一粗一扫工艺预富集重矿物,获得产率23.78%,Fe、TiO2、 REO、 Zr(Hf)O2品位分别为25.76%、 43.73%、 0.44%、 2.83%,回收率分别为93.70%、 93.11%、 78.32%、93.64%的重砂。针对重砂,采用弱磁选铁—高梯度强磁选一粗一精一扫,分离出部分磁性较强钛精矿,强磁中矿采用摇床—干式磁选—电选流程分离出独居石精矿和另一部分磁性较弱钛精矿,强磁尾矿进行摇床选锆—锆粗精矿进行电选除杂,从而分离出铁精矿、钛精矿、独居石精矿和锆精矿产品。相对重砂,精矿与中矿中TiO2、REO、Zr(Hf)O2综合回收率分别为99.16%、67.71%、89.56%,实现了有用矿物的综合回收。研究结果可为类似海滨砂矿的开发和综合回收提供参考。  相似文献   
7.
现阶段离子型稀土矿山的主要开采工艺为原地浸矿,浸矿剂的注入过程就是简单的通过水龙头直接将浸矿剂注入到浸矿孔中,基本未做任何的工程防护。针对注液井的塌陷问题,通过对表土层浸矿孔注入装置的改进和优化,不仅解决了工程实际中注液井的塌陷,而且减少了稀土母液中的杂质含量。配备辅助渗漏装置后的注液浸矿系统在实际应用后起到了很好的效果,给离子型稀土矿山原地浸矿的开采提供了技术支持。  相似文献   
8.
内蒙古某低品位微细粒嵌布的难选铅锌硫化矿石铅品位为1.47%、锌品位为1.93%,为了确定该矿石的开发利用工艺,在进行系统工艺矿物学研究的基础上进行了铅锌浮选试验。结果表明:①矿石中的铅、锌均主要以硫化物相形式存在,主要金属矿物为铁闪锌矿、方铅矿,磁黄铁矿和黄铁矿含量较高;方铅矿与铁闪锌矿间以及与其他矿物间的共生关系密切,方铅矿呈中-微粒嵌布,粒度主要为0.64~0.01 mm,铁闪锌矿呈细-微粒嵌布,粒度主要为0.16~0.01 mm。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用1粗4精3扫流程选铅,选铅尾矿1粗4扫选锌,锌粗精矿再磨至-0.025 mm占90%情况下经4次精选,最终获得铅品位为52.23%、含锌3.18%、铅回收率为74.81%的铅精矿,锌品位为42.05%、含铅1.98%、锌回收率为85.83%的锌精矿,较好地实现了铅锌的分离与回收。  相似文献   
9.
螺旋溜槽回收某细粒级钛铁矿的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对某矿样钛品位低(TiO2品位10.18%)、物料粒度细、重矿物含量高、脉石具有一定磁性的特点,采用一粗二扫螺旋溜槽重选流程预先富集钛,得到TiO2品位15.63%的重选精矿; 再经一粗三精浮选流程最终获得钛精矿TiO2品位46.35%、作业回收率69.95%、对原矿回收率48.27%。  相似文献   
10.
某单一石英型萤石矿含Ca F2 21.55%,Si O2 61.78%,属于低品位萤石矿。在工艺矿物学研究基础上,以常规药剂碳酸钠作调整剂、水玻璃作抑制剂,BK-410作捕收剂,采用"1粗6精2扫"的浮选工艺流程,小型闭路试验获得萤石精矿Ca F2品位95.37%,回收率为85.82%的FC-95级别的萤石产品,较好地回收了萤石矿物。  相似文献   
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