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11.
白钨矿浮选药剂研究现状及展望   总被引:2,自引:0,他引:2  
提高捕收剂的选择性和强化抑制剂的高效性始终是白钨矿浮选研究中的重点.从白钨矿的捕收剂和调整剂的种类、作用机理及研究使用现状等方面进行了分析,提出高选择性捕收剂和针对性强的抑制性是白钨矿浮选急需解决的问题.运用高新技术,结合理论研究,开发高效、经济、环保的浮选药剂已成为白钨浮选药剂的发展趋势.  相似文献   
12.
针对四川某多金属硫化铅锌矿中方铅矿、闪锌矿嵌布粒度较细,选矿现场铅、锌分离效率低的问题,研究采用"优先选铅-铅粗精矿再磨精选-铅尾选锌"的工艺流程对其展开选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75%、硫酸锌作抑制剂、25#黑药作捕收剂的条件下,经1粗2扫3精可获得铅品位为45.58%,铅回收率为84.11%,锌品位为5.43%,锌回收率为6.00%,银品位为861.72g/t,银回收率为81.84%的铅精矿;选铅尾矿采用石灰进行调浆,硫酸铜作活化剂,丁基黄药作捕收剂,经1粗2扫3精可获得锌品位为54.10%、锌回收率为87.14%的锌精矿。试验指标良好,该工艺既解决了铅锌分选效率低的问题,又为其他类似复杂多金属矿物的综合回收提供了一定的借鉴意义。  相似文献   
13.
介绍了铜硫矿的资源特点、工艺矿物学特性,从选矿工艺的开发及其技术经济指标等方面综述了铜硫矿选矿工艺、新型高效捕收剂及抑制剂的研究进展.提出低碱介质浮选工艺和高效、低毒、易降解的浮选药剂的开发是未来铜硫矿选矿技术研究的发展方向.  相似文献   
14.
西藏某高泥硫化铜矿石含铜1.30%~1.60%,铜矿物主要以次生硫化铜矿(辉铜矿、蓝辉铜矿)形式赋存于矿石中,且矿石中含泥量高,铜矿物嵌布粒度较细、嵌布关系复杂,给铜矿物的选矿回收造成了极大的难度。针对该矿石性质,在磨矿细度-0.074 mm含量占75%情况下,采用次生硫化铜矿物高效捕收剂XP-03作铜矿物捕收剂、石灰作矿浆pH调整剂及硫铁矿抑制剂、2#油为起泡剂,经三次粗选获得的粗精矿合并后经一次精选,获得了合格的铜精矿,精选中矿顺序返回至粗选Ⅰ。实验室小型闭路试验结果表明,在原矿含铜1.45%的情况下,采用"铜三段粗选直接抛尾-铜粗精矿精选"工艺可获得铜精矿含铜18.61%,铜回收率为82.52%的较好指标。该研究结果可为该高泥硫化铜矿的高效开发利用提供可靠的技术支撑。  相似文献   
15.
锡铁山铅锌矿10中段以下矿石中矿物种类多样,可综合回收的元素为铅、锌、硫以及伴生金、银,为高效综合回收有价金属资源,对该矿石进行了选矿新工艺试验研究。在"优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离"的流程结构以及磨矿细度-74μm占60%的条件下,铅浮选回路选择自然p H介质,添加XKY-01作锌硫抑制剂,采用金银高效辅助捕收剂LP-12配合25~#黑药共同作为铅矿物捕收剂,强化对金银矿物的捕收;对浮铅尾矿,调节矿浆p H至9.5左右,以(XKH-01+CuSO_4)为锌硫混浮活化剂,丁基黄药为捕收剂;对锌硫混合粗精矿,通过石灰调控浮选矿浆电位至锌硫分离电位区间,使两者有效分离。闭路试验可获得含铅72.73%、含金3.06 g·t~(-1)、含银994 g·t~(-1),铅回收率93.40%、金回收率31.21%、银回收率82.68%的铅精矿;含锌49.17%,锌回收率93.23%的锌精矿;含硫49.98%,硫回收率75.36%的硫精矿。相比现场生产工艺,在深部矿石铅、金、银品位下降的情况下,新工艺有效地稳定且提高了主金属铅、锌的选别指标,并改善了贵金属金银的回收效果。  相似文献   
16.
青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅-碱性介质下优先选锌-硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。  相似文献   
17.
青海某铅锌硫化矿石选矿厂采用中性介质下优先浮铅—锌硫混浮—锌硫分离工艺流程处理矿石,导致生产不够稳定,选矿指标不理想。为解决此问题,采用中性介质下优先选铅—碱性介质下优先选锌—硫酸调浆再选硫的原则流程进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下,采用1粗2精1扫选铅、1粗2精1扫选锌、1次浮选选硫流程处理矿石,获得了铅品位为70.72%、含锌2.14%、含硫19.98%、含金1.92 g/t、含银1 322.45 g/t,铅回收率为91.78%、金回收率为14.28%、银回收率为76.29%的铅精矿;锌品位为48.86%、含铅0.26%、含硫32.67%,锌回收率为97.88%的锌精矿;硫品位为47.44%、含金0.67 g/t、含铅0.11%、含锌0.17%,硫回收率为64.14%、金回收率为80.86%的硫精矿。新工艺流程更简洁,生产更稳定顺畅,电耗和药剂成本均有所下降,在铅、锌精矿质量指标相当的情况下,铅、锌回收率分别提高了0.50和4.32个百分点,伴生金银和硫精矿指标也得到了改善。  相似文献   
18.
介绍了离子型稀土矿的资源特点,从浸出、浸出液净化和沉淀工艺的变革及技术经济指标、环境效益的提高等方面综述了离子型稀土矿开发技术的研究和实践进展,总结了离子型稀土矿开发过程中存在的问题,建议今后应加强原地浸矿过程基础理论及边坡稳定性控制方面的研究、开发可替代硫酸铵、碳酸氢铵的高效低污染浸取剂和沉淀剂、掌握尾矿中稀土及重金属离子的二次迁移规律、重视低品位难浸离子型稀土矿的回收工作、解决碳酸氢铵沉淀法所存在的沉淀速度慢且难以制备晶型碳酸稀土问题,以促进离子型稀土矿绿色高效开发技术的可持续发展。  相似文献   
19.
为高效利用锡铁山深部(-2 702 m)铅锌矿石资源,鉴于工艺矿物学对矿石浮选性能研究的重要指导作用,利用X射线衍射(XRD)分析仪和显微镜照相等测试分析技术,对该矿石进行了详尽的工艺矿物学研究,并探究了矿石的浮选特性。结果表明,矿石中金属矿物主要是黄铁矿,其次为闪锌矿和方铅矿,还可见少量的磁铁矿、褐铁矿、黄铜矿、铁闪锌矿、磁黄铁矿,可综合回收的有价矿物为铅、锌、硫及伴生金银,脉石矿物则以透辉石居多,其次是石英、方解石、绿泥石;方铅矿和闪锌矿分别呈中-细粒及中粒嵌布特征,大部分有用矿物的嵌布粒度在74μm以上,对矿物之间的解离十分有利。浮选试验结果表明,在较粗的磨矿细度下,即可实现矿石中主金属铅锌的高效浮选,实验室利用现有生产工艺处理该矿石,可获得理想的选矿综合指标,试验结果可为生产现场进行深部矿石的选矿生产提供技术依据。  相似文献   
20.
针对青藏高原某铜矿现场药剂制度的缺陷,在单因素试验的基础上,建立响应曲面数学模型,寻求新 型捕收剂 XK-103 在该矿应用的最佳条件及与其他因素对指标的交互影响。矿浆 pH 值、调整剂硫化钠用量和捕收 剂 XK-103 用量对该铜矿浮选指标有显著影响,经单因素条件试验,初步确定矿浆 pH 值为 9,硫化钠用量为 250 g/t, XK-103 用量为 28 g/t 时,铜浮选指标最佳。用 Design-Expert 8.0.6 软件进行响应曲面分析优化和方差分析计算,以 矿浆 pH 值、XK-103 用量和硫化钠用量为自变量,铜粗精矿的回收率和品位为响应值建立数学模型,获得的最佳浮 选条件为 pH=9.11,XK-103 用量 27.64 g/t,硫化钠用量 234.04 g/t,在此条件下,铜粗精矿的铜回收率计算响应结果为 94.67%,铜品位响应结果为 17.10%。根据响应曲面结果,选取 pH 值为 9,硫化钠用量为 235 g/t,XK-103 用量为 27.60 g/t 进行闭路试验验证,结果表明,在原矿铜品位为 1.28% 的条件下,经 1 粗 1 精 2 扫的闭路流程试验获得了铜 品位为 29.53%,铜回收率为 95.21% 的铜精矿。  相似文献   
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