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1.
某高泥氧化铜矿石铜品位为4.26%,主要铜矿物为孔雀石,其次是辉铜矿、硅孔雀石和斜硅铜矿,脉石矿物主要为泥质粉砂岩、石英粉砂、绢云母、绿泥石等。针对氧化铜矿石浮选中矿泥会恶化浮选过程,大量消耗浮选药剂,影响浮选指标的问题,对磨矿细度为-0.074 mm占64.04%的矿石(-0.010 mm占14.05%)优先选出硫化铜矿物后的产品进行了直接硫化浮选和旋流器机械脱泥后的浮选试验。结果表明,用旋流器脱出的产率为12.64%、铜品位为4.82%的细泥采用浸出工艺处理,铜浸出率达95.26%;产率为87.36%、铜品位为3.32%的沉砂采用硫化浮选流程处理,可获得铜品位为24.75%、铜回收率为67.47%的铜精矿,铜综合回收率为84.01%;而直接硫化浮选仅获得铜品位为19.79%、铜回收率为75.09%的铜精矿,尾矿铜品位高达1.02%。与高泥氧化铜矿石的直接浮选相比,脱泥浮选工艺更加平稳、可控,铜回收指标更理想,浮选药剂用量更低,是一种较有发展前景的工艺形式。  相似文献   
2.
王琳  魏转花  赵荣艳 《现代矿业》2011,27(6):124-125
在对陕西某金矿矿石进行性质分析的基础上,进行了适宜磨矿细度,浮选调整剂碳酸钠、活化剂硫酸铜和组合捕收剂丁基黄药与丁铵黑药用量确定试验,并以条件试验为基础,完成了2粗2精2扫闭路浮选试验。对于金品位为3.37 g/t的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占70%情况下,可获得金品位90.66g/t、回收率为89.30%的金精矿。  相似文献   
3.
魏转花 《金属矿山》2016,45(9):88-91
铜品位为3.70%的刚果(金)某高泥氧化型铜矿石的氧化率达75.81%,主要铜矿物为孔雀石,其次为硅孔雀石、辉铜矿等。为了确定该矿石的合适选矿工艺流程,进行了选矿试验。结果表明:矿石在磨矿细度为-74 μm占70%的情况下采用1次浮选脱泥、2粗2精2扫硫化浮选工艺处理,可获得铜品位为26.82%、铜回收率为72.48%的铜精矿;以硅孔雀石为主要含铜矿物的浮选尾矿采用摇瓶酸浸工艺处理,在硫酸用量为100 kg/t、液固比为3∶1、浸出时间为2 h的情况下,铜作业浸出率可达86.84%;浮选+酸浸工艺的总铜回收率为96.38%。  相似文献   
4.
5.
山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。  相似文献   
6.
某含钴高硫尾矿碱性选硫钴试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
某尾矿含硫29.32%,含钴0.069%(钴以类质同象替代赋存于黄铁矿中),具有较高的综合回收价值。而矿山前端选铜锌工艺为高碱工艺,造成浮选尾矿矿浆碱度较高(p H值大于11),采用传统硫酸工艺直接浮选尾矿,存在硫酸耗量大、安全环保问题。针对矿山实际,采用一种新型廉价的固体活化剂ZJS-22替代硫酸,开发了碱性(p H值大于10)选硫新工艺,经"一次粗选、一次扫选、两次精选"闭路流程选别,可获得硫品位49.03%、钴品位0.118%、硫回收率85.48%、钴回收率88.74%的硫精矿,取得了较好的选矿指标。  相似文献   
7.
西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12 g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46 g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。  相似文献   
8.
内蒙某铅锌硫化矿锌矿物主要以铁闪锌矿形式存在,生产现场采用"一粗三扫粗精矿再磨四次精选"流程回收锌资源,该工艺一直存在锌精矿品位低、回收率低、再磨选择性低、过磨严重等问题。针对该矿石性质特点,提出采用"快速浮选-两段锌粗选-粗选精矿再磨"工艺代替现场锌浮选工艺。结果表明,闭路试验可获得锌精矿锌品位50.07%,锌回收率91.08%的优异指标。与原工艺相比,提高了选锌指标。  相似文献   
9.
新疆某深部高硫铜锌矿石含铜1.33%、锌1.11%、硫30.68%,伴生金、银品位分别为0.23g/t和22.51g/t,主要有用矿物为黄铜矿和闪锌矿,未解离的铜锌矿物主要与黄铁矿贫连生,粒度较细。针对此特点,引进超细磨设备,采用“铜锌混浮—粗精矿再磨—抑锌浮铜—铜尾选锌”的选矿工艺进行综合回收,最终可获得铜精矿含铜28.89%、铜回收率87.77%、含锌2.14%、含金1.18g/t、含银143.63g/t,锌精矿含锌53.55%、锌回收率76.54%、含铜1.45%、含金0.97g/t、含银99.84g/t的良好技术指标。  相似文献   
10.
研究了蒸压制度对黄金尾矿加气混凝土性能的影响,并分析了其作用机理。结果表明,在升温时间为2 h,保温时间为8 h,恒温压力为1.48 MPa,恒温温度为195℃,降温时间为3 h时,所制备的金尾矿加气混凝土抗压强度为5.81 MPa,干密度为590 kg/m3,符合GB 11968—2006中A5.0、B06级蒸压加气混凝土砌块优等品的要求。  相似文献   
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