硫酸锰热解制备Mn2O3以及用热解尾气浸出低品位软锰矿的实验研究

用硫酸锰(MnSO4)高温热解的方法制备了三氧化二锰,并考察了热解制备过程中产生的尾气浸出低品位软锰矿的可行性。热解实验表明,850℃是硫酸锰热解制备三氧化二锰的最佳温度。硫酸锰在850℃热解所得三氧化二锰产品的锰含量为68.93%。产品的XRD和FTIR表征结果表明,热解产物为单一相的立方体结构三氧化二锰。尾气测定结果表明硫酸锰热解制备三氧化二锰时释放出的尾气中含有SO2和SO3, 两者摩尔比约为7:1。浸出实验结果表明利用热解尾气浸出软锰矿是完全可行的。在温度为60℃,初始硫酸浓度为0.1mol/L时,尾气中SOx（SO2和SO3）的吸收率达到99.73 %,软锰矿的锰浸出率达到94.37 %。该工艺不仅可以避免液相制备方法中废水的问题,还可以使得热解制备过程产生的尾气和低品位软锰矿同时得到资源化利用。     

硫酸锰热解制备Mn_2O_3以及用热解尾气浸出低品位软锰矿的实验研究

用硫酸锰(MnSO4)高温热解的方法制备了Mn2O3,并考察了热解制备过程中产生的尾气浸出低品位软锰矿的可行性。热解实验表明,850℃是硫酸锰热解制备Mn2O3的最佳温度。硫酸锰在850℃热解所得Mn2O3产品的锰含量为68.93%。产品的XRD和FTIR表征结果表明,热解产物为单一相的立方体结构Mn2O3。尾气测定结果表明,硫酸锰热解制备Mn2O3时释放出的尾气中含有SO2和SO3,两者摩尔比约为7∶1。浸出实验结果表明利用热解尾气浸出软锰矿是可行的。在温度为60℃,初始硫酸浓度为0.1 mol/L时,尾气中SO x(SO2和SO3)的吸收率达到99.73%,软锰矿的锰浸出率达到94.37%。该工艺不仅可以避免液相制备方法中废水的问题,还可以使得热解制备过程产生的尾气和低品位软锰矿同时得到资源化利用。     

二氧化硫液相浸取低品位软锰矿的动力学

研究了液相中二氧化硫对低品位软锰矿的浸出行为。考察了液相搅拌转速、温度、二氧化硫浓度及pH对锰浸出率的影响,研究了软锰矿粒径及表面元素相对含量随锰浸出率的变化,并对其浸出的动力学模型进行了分析。实验结果表明,搅拌转速为400r/min时可消除外扩散对锰浸出率的影响。锰浸出率随温度、二氧化硫浓度的升高而增大,随pH的增大而减小。当锰浸出率为80%时,软锰矿粒径减小约20%,表面锰含量减小73%,硅元素含量增大18%。动力学研究结果表明,软锰矿的浸出过程为扩散-化学反应混合控制过程,反应的活化能为36.85KJ/mol,二氧化硫浓度、氢离子反应级数分别为1.5595和0.5884。     

我国内生和变质磷矿分布特点及选矿技术

我国内生磷矿特点一般为中低品位磁铁矿与低品位磷矿和其他可利用组分共生.通过合理的综合回收选矿工艺路线,采用常温浮选回收低品位磷矿.变质磷矿采用浮选回收实现了工业化.     

pH值缓冲剂及烟气氧含量对软锰矿浆烟气脱硫体系的影响

软锰矿浆烟气脱硫工艺能利用软锰矿中的MnO2与烟气中的SO2反应生成副产品硫酸锰,喷射鼓泡反应器(JBR)适宜于该工艺体系,但在单级JBR反应器中进行软锰矿浆烟气脱硫很难同时实现较高的脱硫率(η(SO2))和锰浸出率(X(Mn))。针对这一问题,通过实验在JBR反应器中考察了pH值缓冲剂添加比例和烟气氧含量对软锰矿浆烟气脱硫体系的影响,确定烟气氧含量为21%时pH值缓冲剂的最佳添加比例为30%,烟气氧含量为7%时pH缓冲剂的最佳添加比例为10%。结果表明,在模拟燃煤烟气的条件下,体系中pH值缓冲剂的添加比     

低品位氧化锌矿的湿法冶金研究进展

低品位氧化锌矿的冶炼是近年的研究重点,其主要表现为提高低品位氧化锌矿的回收率和降低消耗。常采用酸浸和碱浸2种体系对低品位氧化锌矿进行湿法冶金处理。系统阐述了近几年酸浸和碱浸湿法冶金体系,并重点分析了较具优势的碱浸体系中的氨浸法冶金工艺。     

两矿法浸出软锰矿的工艺与理论

对国内流行的黄铁矿－软锰矿两法硫酸浸出软锰矿工艺进行了研究。结果表明，在一般的工艺条件下，锰浸出率较低，延长浸出时间对锰浸出率影响不大，而提高硫酸用量则使锰浸出率明显降低，此外，对该工艺过程的机理进行了分析，认为浸出过程中黄铁矿的氧化产物Ｓ＾０和ＳＯ４＾２－竞争反应的并行存在，消耗了大量的黄铁矿，同时，强疏水性的元素硫Ｓ＾０的生成也阻碍了浸出反应的进一步进行，使实际浸出反应所需的黄铁矿量增加。     

低品位硅钙质胶磷矿扩大连选的试验研究

为了验证某难选低品位硅钙质胶磷矿选矿工艺获得合格品位磷精矿的可靠性,依据小型试验确定的“阶段磨矿-多段反浮选-磁选”联合流程的工艺参数,配置了扩大试验设备,开展了1.0 t/d的选矿扩大试验研究,连续运行72 h的累计选矿指标为:磷精矿P2O5品位33.80%,回收率80.02%,倍半氧化物含量为2.49%。扩大试验所用药剂种类少,药剂选择性较好;工艺流程简单、操作稳定,对低品位硅钙质磷矿适应性较强。     

矿泥对某氧化锌矿石浮选指标的影响

对某氧化锌矿进行了多元素分析及物相分析,结果表明该矿石品位低、氧化率高、泥化严重,属于极难选的低品位高钙型氧化锌矿.根据该矿的工艺矿物学特征,进行了泥砂分选试验研究.研究结果表明适当的脱泥量是保证锌精矿浮选指标的重要因素.     

全泥氰化低品位金泥的冶炼实践

介绍了大庄子金矿全泥氰化－－锌粉置换工艺产生的含泥率高的低品位金泥冶炼提金过程。     

一种风化低品位铁矿石的可选性试验

随着铁矿资源的日益贫乏,对低品位矿石的开发利用成为选矿的发展趋势。山东省某矿业公司矿石属于风化程度较高的低品位铁矿石,样品粒度为10～0mm,含水量1％～2％。根据试样的性质和风化矿分选的经验,采用干式磁选抛尾、干选粗精矿再磨再选的试验流程,获得品位为66％的精矿产品,对低品位铁矿石的开发利用具有一定的借鉴意义。     

基于经济效益与环保要求的新建矿山开发探索

现代矿产资源的开发,既要面对开采难度大,矿石品位低的问题,还要面对非常严格的环境保护要求和较高的环境保护成本等问题。以某超大型低品位铜矿为例,通过对矿山总体布局的探索,以及新技术、新工艺、新设备的应用,在环境保护与提高经济效益两个方面取得了突破,不仅有效地解决了矿山开发的环境保护问题,也在一定程度上解决了低品位矿石开采的经济效益问题。     

中国磷矿开发利用现状

磷矿石作为一种不可再生矿产资源,在磷化工行业得到了广泛的开发利用。本文从我国磷矿资源分布、矿石特点、磷矿开发利用现状及开发中遇到的问题、磷矿产业格局等进行了综述。我国磷矿石资源储量十分丰富,但 “丰而不富”且分布不均。随着易采选矿石储量的减少,低品位磷矿石资源的开发、磷产品单一等因素制约了磷矿产业的发展。提出进行供给侧改革,采用智能采矿等新技术、浮选新药剂,加快利用磷尾矿、磷石膏等固废的措施,实现磷矿产业的健康可持续发展。     

内蒙古阿拉善额日登基性岩体中超低品位铁矿石特征及选矿工艺研究

通过合适的选矿工艺,将超低品位铁矿石中的铁选出成为可利用的资源,为解决铁矿石资源紧张提供新的、广阔的来源.调查了内蒙古阿拉善地区基性岩中铁矿石铁的质量分数分布情况,并分析了额日登基性岩体磁性异常区中含铁辉长岩特征,对其中的超低品位铁矿石进行分选工艺试验,确定了可行的工艺流程.     

低品位铁矿石流化焙烧-磁选提质试验研究

针对我国低品位铁矿石嵌布粒度极细,成分复杂,难提难选的现况,运用循环流化床和磁选管进行劣质铁矿石的流化焙烧 磁选试验研究,试验采用CO、N2的混合气体营造还原性气氛（其中CO体积分数为10%）,将粒径为1 mm以下的新疆某低品位铁矿石（原矿铁品位为9.63%）于850 ℃焙烧10 min,得到强磁性的磁铁矿,将焙烧产物破碎细磨（磨至200 目以下占75%）,利用湿式磁选管在71.66 kA/m的磁场强度下进行弱磁选抛尾,可以得到铁精矿品位为46.25%,全铁回收率为25.52%的选矿指标.研究表明,运用循环流化床焙烧-弱磁选的方法提质铁矿石,可以有效地减少焙烧时间,在保证选矿达标的基础上,有效地降低生产周期.     

某金矿的综合回收试验研究

针对某嵌布粒度细、共生关系复杂、含金矿物分散的低品位铅锌含金矿石，通过回收铅、锌、硫矿物来回收其伴生的金矿物，使金的回收率达到85．49％，获得较佳的选别效果．     

Experimental study on preferential solution flow during dump leaching of low-grade ores

The phenomenon of preferential solution flow during dump leaching of low-grade ores was studied.The formative mechanism of preferential solution flow was investigated through analyzing the relationship between permeability and ore diameter,and the relationship between surface tension and ore diameter.The preferential solution flow happened within the fine ore area when the dump was unsaturated.And it could happen within the coarse ore area when the dump became saturated.The results of experiment show that the outflow of coarse ore area increases sharply with higher applied rate.The outflow of fine ore area is greater than that of coarse ore area when the applied rate is below 3.2 L/min,and the preferential solution flow happens in fine ore area.But the preferential solution flow happens in coarse ore area when the applied rate is higher than 3.2 L/min.The result of the experiment is consistent with the mechanism analyzing.     

低品位硫化铋矿氯盐浸出的动力学探析

研究了低品位硫化铋矿以Cu~(2+)为氧化剂,以中性氯盐为络合剂的氧化氯化浸出动力学,浸出后的固体渣通过了扫描式电子显微镜检测。结果表明,硫化铋矿的氯盐浸出符合缩小未反应核模型;在实验条件下,铋的溶解速率遵循直线规律。测得浸出反应的表观活化能为53.7KJ/mol,给出了浸出过程的速度方程。     

Flotation technology of refractory low-grade molybdenum ore

Because of the low grade, high oxidation rate and the accumulation of little associated metal sulfide ore in the molybdenum concentrate during flotation, the Qingyang molybdenum ore is difficult to beneficiate. The experimental studies of grinding fineness, the amount of roughing modifier, depressant and collector were completed. In the cleaning process, the contrast experiments of one regrinding, the regrinding and scrubbing, two-stage regrinding was carried. The result shows that the grade of molybdenum ore concentrate is 45.31%, the recovery is 65.98% and the rich ore ratio reaches 20.59% by the regrinding and scrubbing seven cleaning, the regrinding of concentrations from middling of molybdenum-sulfur separation. The regularly-concentrated material from the apparatus was as the middling products. Hence, ideal beneficiation index can be obtained with a rational mineral processing, which offers new beneficiating technology for the refractory low-grade molybdenum ore in China.     

Leaching kinetics of low-grade copper ore with high-alkality gangues in ammonia-ammonium sulphate solution

The leaching kinetics of low-grade copper ore with high-alkality gangues was studied in ammonia-ammonium sulphate solution. The main parameters, such as ammonia and ammonium sulphate concentrations, particle size, solid-to-liquid ratio and reaction temperature, were chosen in the experiments. The results show that the increase of temperature, concentrations of ammonia and ammonium sulphate is propitious to the leaching rate of copper ore. The leaching rate increases with the decrease of particle size and solid-to-liquid ratio. The leaching rate is controlled by the diffusion through the ash layer and the activation energy is determined to be 25.54 kJ/mol. A semi-empirical equation was proposed to describe the leaching kinetics.