陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究

陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣中可供选矿回收的组分只有金和银,其中金品位为4.92 g/t左右,银品位为21.77%。工艺矿物学研究结果表明,原料中的金主要为裸露半裸露金和硅酸盐中金,铁主要赋存在赤褐铁矿中。根据原料性质特点,进行了详细的条件试验研究。试验结果表明:该焙烧氰化尾渣经高温焙烧—氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了技术支撑。     

含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究

对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO₂烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。     

攀钢密地选矿厂总尾矿深度回收方案的探讨

针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。     

氰化尾渣综合利用试验研究

试验采用浮选-焙烧-浸出的联合工艺,进行氰化尾渣中金、铁以及硫的综合回收利用。用黑药与黄药组合药剂进行黄铁矿的浮选富集,浮选得到硫品位为51.03%,回收率为77.7%高品质硫精矿,其含金6.12g/t,金回收率为59.10%;然后在800℃的温度下,对硫精矿进行焙烧制硫酸,硫焙烧回收率为98.60%,硫总体回收率为76.61%;最后对烧渣进行氰化浸金,金浸出率可达到96.86%,得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿,铁总体回收率为69.12%。试验的联合工艺能有效地综合回收利用氰化尾渣中的有价组分。     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

氰化尾渣综合利用工艺分析与探讨

介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。     

高硫氰化尾渣还原焙烧脱硫—磁选试验

江西某冶炼厂氧化焙烧氰化尾渣含铁43.15%,含硫1.97%,属高硫氰化尾渣,采用常规选矿方法、磁化焙烧—磁选工艺难以获得理想的铁回收率指标。为开发利用该尾渣,对其进行了还原焙烧同步脱硫回收铁工艺研究。试验确定的最佳焙烧条件为:烟煤用量20%、脱硫剂BK用量16%、还原焙烧温度1 150℃、焙烧时间45 min。最佳焙烧条件获得的焙烧产品经两段阶段磨矿阶段弱磁选试验,获得了产率42.71%、铁品位92.05%、硫含量0.04%、磷含量0.04%、铁回收率91.11%的还原铁产品,为高硫氰化尾渣资源化提供了一种新途径。     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

辽宁某氰化尾渣中铁、铅综合回收试验研究

摘 要 辽宁某黄金冶炼企业氰化尾渣中铁、铅含量分别为35.93%、3.88%,具有一定的综合回收价值。针对此尾渣开展了还原焙烧—熔分法回收铁和铅的试验研究,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量 和添加剂用量对铁金属化率和铅挥发率的影响。结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、焙烧时间为60 min、焦粉用量为20%、CaO用量为25%的条件下,氰化尾渣的铁金属化率和铅挥发率分别达到99.85%和95.92%;X射线 衍射和扫描电镜分析结果表明,添加剂CaO可以促进焙烧过程中铁还原、铅挥发和金属铁颗粒的聚集长大,并且具有一定的脱硫作用。将焙烧渣在1 600 ℃下熔分1 h,可获得TFe品位达90.02%、硫含量为0.016%、铁回 收率为88.92%的铁锭。熔分渣的各项毒性浸出指标远低于控制标准,实现了氰化尾渣的无害化、资源化利用。     

无机阴离子调整剂对蓝晶石矿物浮选行为及溶液化学研究

通过蓝晶石、石英及黑云母的浮选试验,研究了无机阴离子调整剂对矿物浮选行为的影响。试验结果表明:以十二胺为捕收剂时,氟化钠与十二胺加入的顺序的不同对石英、黑云母两种矿物的浮选基本没有影响,对蓝晶石有活化作用;Na2SiO3与十二胺的添加顺序不同对黑云母的影响较小,对蓝晶石起到强的抑制作用,且Na2SiO3在十二胺之后添加对矿物的抑制作用更强;(NaPO3)6的添加对蓝晶石及石英均起到较强的抑制作用,对黑云母的抑制较弱;Na2S除了对蓝晶石起到轻微的活化作用外,对石英及黑云母两种矿物的浮选基本没有影响。通过浮选溶液化学计算,分析了Na2SiO3、Na2S、(NaPO3)6对蓝晶石、石英及黑云母矿物的抑制或活化作用的机理。     

ZnS/ZnO/rGO复合材料的制备及其光催化性能研究

以醋酸锌、硫化钠为原料, 聚乙烯吡咯烷酮(PVP)为改性剂, 采用一步合成法制备了β-ZnS, 再通过焙烧制备ZnS/ZnO异质结材料, 然后加入一定量氧化石墨烯(GO)利用水热法成功制备了ZnS/ZnO/rGO复合材料。结果表明, 在水热时间16 h、水热温度140 ℃、GO∶(ZnS/ZnO)质量比20%的条件下, 所制备的ZnS/ZnO/rGO复合材料在可见光光照120 min内对亚甲基蓝的降解率可达80.3%。     

高品位铀废渣处理工艺试验研究

针对铀燃料元件加工过程中产生的高铀含量放射性废渣(铀品位59.63%), 采用循环溶解、硝酸浸出、浓酸熟化、高温焙烧等工艺回收其中的铀。试验结果表明, 使用1∶1.2的稀硝酸溶液, 80 ℃水浴, 搅拌溶解4 h, 经过16次循环溶解, 得到铀含量为0.181%的不溶渣, 不溶残渣率为1.33%; 对于较难溶解的不溶渣, 通过工艺条件优选, 采用两级硝酸浸出, 渣中铀含量可降至0.059%。多次循环溶解和两级硝酸浸出工艺相结合, 可达到较好的回收效果。本研究结果为高品位铀废渣中铀的回收提供了试验依据。     

马达加斯加Tsaratanana绿岩带地质组成和主要矿产特征

马达加斯加岛中北部地区发育三条南北向展布的绿岩带,统称为Tsaratanana绿岩带。该带形成于晚太古界,主要由镁铁质和长英质片麻岩、片岩组成,在晚元古界遭受强烈的岩浆侵入,并发生变质变形作用,对其形成和演化的研究可以为研究地球早期信息和罗迪尼亚、冈瓦纳等超大陆的演化提供信息。该绿岩带蕴藏丰富的金、铁、铬铁、镍、钒钛等矿产资源,其中与太古代变质岩系有关的有石英脉型金矿和BIF铁矿,而铬铁矿、镍(钴)、钒钛磁铁矿等与晚元古界镁铁质-超镁铁质侵入岩有关。另外,还有大量的残积型-冲积型砂金矿。     

钛和锆共掺杂对单晶LiNi0.6Co0.2Mn0.2O2正极材料形貌和电化学性能的改进

用共沉淀法和高温固相法合成了单晶LiNi_0.6Co_0.2Mn_0.2-2xTi_xZr_xO₂(x=0.0,0.001,0.002,0.003), 研究了Ti和Zr部分取代Mn对材料结构、电化学性能和Li⁺扩散系数的影响。研究结果表明, 钛和锆共掺杂能进一步增加Li层间距、改善阳离子混合, 从而提高电池容量和倍率性能。半电池循环伏安特性测试表明, 与未掺杂材料相比, Ti和Zr共掺杂的LiNi_0.6Co_0.2Mn_0.2O₂正极材料具有更好的电化学性能。以LiNi_0.6Co_0.2Mn_0.2-2xTi_xZr_xO₂为正极材料制作的扣式电池放电比容量、电荷转移效率和Li⁺扩散系数均随掺杂元素比例x增大而增加。在3.0～4.3 V电压范围内, LiNi_0.6Co_0.2Mn_0.2-2xTi_xZr_xO₂正极材料在x=0.002时, 半电池在1C倍率下的放电比容量达到163.2 mAh/g, 半电池经过1C倍率循环50次后, 放电容量保持率提高到93.2%, 高于未掺杂样品(92.1％)。对循环后电池进行交流阻抗测试, 结果表明, 对过渡金属的部分替代有助于结构内部锂离子扩散和降低电荷转移电阻。     

基于降低悬浮颗粒Zeta电位的铜精矿沉降过程研究

以内蒙古乌山铜钼矿铜精矿矿浆为例, 研究了加入絮凝剂/凝聚剂后矿浆的沉降过程, 以及絮凝剂/凝聚剂种类与矿浆的Zeta电位的关系。实验研究发现, 无机凝聚剂WA能使矿浆Zeta电位改变符号, 在不同药剂用量下, 由原来的-15.69 mV变为+2.39 mV; 有机高分子絮凝剂WB作用下的矿浆电位始终为负值, 但存在电位绝对值先降低再升高的趋势, WA和WB均能起到强化铜精矿沉降的作用。按照最佳用量下矿浆电位接近于零的原则, WA的最佳用量为850 g/t, WB的最佳用量为2.5 g/t。通过pH值条件试验, 认为WA的最佳使用范围为pH=5～9, WB的最佳使用范围为pH=9～11。并从分子结构和质子迁移理论的角度进行了解释。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

“双一流”背景下新工科拔尖创新人才培养

工科研究生高层次人才的培养质量是国家经济社会发展进步的重要支撑与保障。随着 新的工业革命来袭与“新工科”概念的提出，在国家“双一流”建设背景下如何正确理解新工科的内涵 与目标，建立与之相适应的拔尖创新人才培养体系，是当前高等教育的一个重要课题。分析了“双一 流”背景下新工科人才的培养目标与具体措施，认为研究生高层次人才培养必须从正确定位与明确 目标入手，从人才培养的各个环节进行把控，强化过程管理，落实淘汰机制。     

生态翻译视域下矿业文本翻译研究——以矿业企业国际化培训资料为例

运用生态翻译理论视角,结合矿业英语的语体特征和矿业企业国际化培训中的双语资料,提出译者应在翻译过程中实现“三维”转换,从而在矿业文本翻译、国际化交流中准确表达意义。     

柬埔寨上川垅铝土矿元素地球化学特征与成矿作用关系探讨

柬埔寨上川垅铝土矿是典型的风化淋滤红土型铝土矿床,规模大,质量好,是中南半岛红土型铝土矿带中的重要矿床,但研究程度低,目前未见其地球化学研究报道。本文通过对比研究两个风化程度不同的矿点以及下伏玄武岩的主要成分和稀土元素地球化学特征,探讨其对本区铝土矿成因的指示意义。研究表明:该区铝土矿石的稀土含量小(ΣREE=34.22×10~(-6)~102.17×10~(-6),局部出现225.92×10~(-6)),成矿过程发生迁移,分布不均匀。轻重稀土比值LΣREE/HΣREE较大,为4.73~22.73,(La/Yb)N为5.61~36.22,轻重稀土分馏明显,呈轻稀土富集特征,且风化程度越强,分馏越明显。稀土配分模式曲线呈平缓右倾型,Eu呈弱正异常(1.04~1.11),两矿点Ce异常有所差异,低风化程度与弱负异常对应,高风化程度与弱正异常对应;稀土元素配分模式曲线图、δEu值及δEu与TiO_2/Al_2O_3图解共同提供了铝土矿下伏玄武岩为成矿物质来源的地球化学依据;两矿点Al_2O_3含量显示,风化作用越彻底,Al含量越高,矿石质量越好。