锆精矿中锆（铪）的容量法测定

前言 锆精矿中锆(铪)的测定,通常采用苦杏仁酸重量法和EDTA容量法两种。重量法操作繁琐费时,不能满足选矿厂的需要;EDTA容量法则由于熔矿方法和采用标准物质的不同等原因,分析结果差别较大,给产品质量检测带来困难。为了保证产品质量,建立一个准确的分析方法是必要的。本文较详细地研究了EDTA容量法测定锆精矿中锆(铪)的各种条件,确定了实验     

从氧氯化锆母液中分离制备氧化锆的研究

采用有机协同萃取剂将氧氯化锆母液中的锆萃取到有机相中得到含锆萃取物, 锆萃取物经洗涤、反萃、氨沉和灼烧得到核能级氧化锆产品。试验结果表明:当料液中游离酸酸度为5 mol/L, 有机相组成为20%TOPO+10%Cynex272+70%磺化煤油, 萃取相比为2〖DK〗∶1时, 锆铪分离效果较好, 锆萃取率达到98.68%;有机相洗涤试验中铪反洗率为97.33%, 锆损耗率仅1.25%;盐酸酸度为0.5 mol/L时, 锆反萃效果较佳, 达到98.90%。最终制得的氧化锆产品纯度达到99.90%, 铪含量仅为0.0030%。     

马拉维含难分离赤铁矿的钛锆粗精矿工艺矿物学及分离新技术的研究

马拉维难选钛锆粗精矿中钛矿物分布率48%左右,但由于铁、钛矿物较复杂,可回收钛矿物种类多,磁性变化大,同时存在磁性、密度与钛铁矿相似的赤铁矿及一些比重较大的磁性脉石如石榴石和角闪石等,磁选时,赤铁矿、石榴石和角闪石均会进入钛精矿中而影响钛精矿品位,因此,采用常规磁选或重选方法很难获得合格钛精矿。基于MLA技术系统工艺矿物学研究基础上,根据矿物组成及各矿物之间的特性差异,针对马拉维某海滨砂钛锆粗精矿,利用赤铁矿还原焙烧后磁性增强、以及磁性脉石与钛矿物之间有电性差的特点,采用湿式弱磁选—干式磁选（—还原焙烧—湿式弱磁选）—电选—重选联合工艺流程,可有效分离易进入钛精矿中的赤铁矿及磁性脉石。最终获得TiO₂含量49.17%、回收率66.36%的钛精矿,ZrO₂含量分别为65.04%、60.78%和55.79%的三个锆精矿,锆精矿合计回收率89.28%;同时综合回收了金红石、磁铁矿和稀土。本研究解决了钛锆粗精矿中钛铁矿与赤铁矿、磁性脉石矿物难分离的关键技术问题,可为该类钛锆资源的有效利用提供技术途径。      

稀土稀有矿综合利用及其尾矿资源化工艺试验

以内蒙古重稀有金属、铌、锆为主的碱性花岗岩稀有金属矿为研究对象,根据有关矿物工艺矿物学性质,通过磁性抛尾、重选抛尾、选择性磨矿试验等相关研究,确定了合适的抛尾方式和入选粒度,采用磁选—浮选—重选联合工艺流程对有用矿物进行了综合回收。试验结果表明:磁选—浮选—重选联合工艺流程解决了此类矿石中有用矿物嵌布粒度小、难以单体解离、综合回收率低的缺点,并最终获得了REO品位为38.005%、回收率为63.26%的稀土精矿;Nb2O5品位为7.752%、回收率为55.48%的铌精矿;Zr(Hf)O2品位为53.554%、回收率为69.21%的锆(铪)精矿。     

潜水层以下海滨砂矿毛矿精选新工艺研究

究了含有独居石、钛铁矿、锆英石、金红石和锡石的潜水层以下海滨砂矿中毛矿精选新工艺，毛矿重选富集后湿式强磁选。磁性产品在自然ｐＨ值条件下，添加水玻璃、ＭＳ－５浮选独居石，浮选精矿经磁选后得品位高于６５％的独居石精矿；独居石浮选尾矿通过磁选得到钛铁矿精矿。非磁性产品用摇床丢尾并将有用矿物分成３组粗精矿和１组中矿，锆英石粗精矿和中矿采用分流流程、捕收剂Ｂ３和抑制剂ＲＷ，在弱酸性条件下浮选，浮选精矿电选除钛后得锆精矿特级品和一级品；锆英石浮选尾矿经电选和金红石粗精矿采用浮选－电选流程均可获得含ＴｉＯ２高于９０％的金红石精矿。锡石粗精矿用电选精选得锡石精矿。     

书讯

《稀有和贵金属矿石及砂矿精选》这是一本高等院校教科书,作者先叙述了含稀有金属、放射性物质和贵金属矿藏的知识。让读者了解这些金属的主要性能和应用范围。然后讨论了锂、铷、铯、铍金属矿的精矿;含有钛、锆、铪的矿石的精选;钛、锆砂矿的精选;钛、锆的浮选;钽、铌及稀土金属矿和砂矿的精选;稀土金属和贵金属矿的精选和细菌选矿以及铀矿的粗精矿粗选和精选的方法和工艺流程。还论述了含铀溶液和矿浆的无害处理方法及专业技术安     

平江某长石矿重磁浮流程试验研究

本文研究了不同重选、磁选、浮选组合流程对某长石矿提纯精矿白度和含铁量的影响。结果表明:通过磁选-脱泥-浮选流程能得到产率69.52%,Fe_2O_3含量0.008%,白度70.32%的长石精矿;通过脱泥-螺溜重选-中矿再溜-磁选流程得到总产率74.51%,Fe_2O_3含量0.025%,白度高于65%的长石精矿。与磁选-浮选联合工艺相比,重选-磁选联合工艺可获得产率更高,且各项符合日用陶瓷用长石要求的长石精矿。     

某重砂重选精矿重晶石和锆英石的浮选分离试验

巴基斯坦某河滨重砂原采用螺旋溜槽—跳汰重选选别,无法实现其中重晶石与锆英石的有效分离。为有效开发利用该资源,对Ba O、Zr O2品位分别为13.31%、12.54%的重选精矿经强磁选作业除去钛铁矿物后进行重晶石与锆英石浮选分离试验。以水玻璃为抑制剂,阴离子型表面活性剂烷2#与脂肪酸类捕收剂油8#为重晶石组合捕收剂,脂肪酸类捕收剂油8#与胺类捕收剂F-102为锆英石组合捕收剂,在最佳药剂制度下,强磁尾矿经1粗2精1扫优先浮选重晶石—尾矿1粗2精1扫浮选锆英石,最终可获得产率22.51%,Ba O品位63.18%、回收率95.44%,含2.13%Zr O2的重晶石精矿和产率22.54%,Zr O2品位63.87%、回收率86.19%,含1.23%Ba O的锆英石精矿。试验结果可为该资源的高效利用提供技术参考。     

溶剂协同萃取分离锆和铪技术研究进展

核级锆铪是构建核反应堆不可替代的核心材料。锆元素和铪元素天然共生,但核性能差异巨大。因此,锆铪分离是制备核级锆和铪的技术关键。溶剂萃取分离技术是工业分离锆铪的主要途径。综述了协同溶剂萃取分离锆和铪的研究进展,重点介绍了中性-酸性、中性-碱性、碱性-酸性、中性-中性和酸性-酸性等五类协同溶剂萃取体系对锆铪分离的作用规律,发现大多数中性-酸性和中性-中性协萃体系对锆铪分离具有积极作用,尤其是中性有机膦类萃取剂的加入可显著提高协萃体系对锆或铪萃取选择性,中性-碱性协萃体系在HSCN或HCl介质中具有协同增强效应,而酸性-碱性协萃体系则对锆铪萃取分离有反协同作用,酸性-酸性协萃体系的效果则与其酸性强弱有关。当前相关研究工作主要侧重于锆铪萃取分离工艺,而对协萃机理的探究较少。锆和铪的离子半径极为相近,溶液化学性质复杂,对协萃反应过程和机理影响巨大。因此需加强锆铪萃取分离机理的基础理论研究,为开发出新型绿色高效的萃取剂和协萃体系提供理论依据。     

锆铪分离技术的研究现状及发展趋势

锆和铪具有相反的核性能,在核工业里的应用差别很大。但自然界中锆和铪几乎总是共生的,化学性质极为相似,彼此分离困难,二者分离是生产核级锆铪的关键。综述了锆铪分离技术的湿法冶金和火法冶金分离技术的研究现状以及各种方法的优缺点,重点介绍了溶剂萃取法和熔盐萃取法,指出熔盐萃取法可避免湿法冶金分离技术操作的繁琐性,大幅度缩短生产周期,减少环境污染,是一种环境友好型的新方法,有望成为今后锆铪分离的重要研究方向。     

内蒙古某铜锡硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。     

四川某难选石墨矿选矿试验研究

为解决开发年代较久的四川某细粒难选石墨矿选矿技术经济指标较低的问题，在条件试验的基础上，对粗精矿再磨再选次数、低品位中矿的处理工艺、全闭路流程试验进行了研究。结果表明，对固定碳含量22.46%的试样，采用1次粗磨1次粗选1次扫选，粗精矿5次再磨6次精选，中矿1～中矿4合并再磨再选、再选精矿返回再磨1作业，中矿5～中矿7合并进入再磨2作业，最终获得了固定碳含量为90.47%、回收率为87.34%的精矿。     

大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究

广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。     

河南某低品位难选滑石型钼矿选矿试验研究

针对河南某低品位难选滑石型钼矿，通过预先脱泥的工艺，将部分泥化滑石脱除再进行浮选，在原矿样钼品位为0.102%，滑石含量15.21%的条件下，经过两段预先脱泥，一段粗选三段粗扫选，五段精选三段精扫选，全流程闭路试验可获得钼精矿品位45.130%，钼回收率为74.96%的优良指标。     

浙江某复杂难选银多金属矿石选矿试验

浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。     

高压辊终粉磨后含铜银多金属矿的浮选工艺研究

福建某铜银多金属矿为铜、银、铅、锌复杂共生的难选多金属矿。利用高压辊磨终粉磨系统制备高压辊终粉磨矿样,采用一次粗选、一次精选、一次扫选进行铜银混合浮选,混合粗精矿再磨后采用一次粗选、五次精选、一次扫选,进行铜银分离。通过对工艺流程及药剂制度的优化,最终获得的铜精矿中含铜19.42%、含银4456.00 g/t、铜回收率为53.91%、银回收率为32.99%,银精矿中含铜1.76%、含银992.85 g/t、铜回收率为40.74%、银回收率为61.30%,实现了铜银的有效分离。     

辽宁某硫化钼矿选矿试验

为高效开发利用辽宁某钼矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了选矿试验研究。结果表明,该资源为嵌布粒度微细的辉钼矿矿石资源,钼品位为0.217%,有综合回收价值的元素硫主要以黄铁矿和磁黄铁矿的形式存在;磨矿细度为-200目占67%的矿石经2粗2扫浮钼,钼粗精矿再磨至-400目占92.10%后经6次钼精选,钼扫选尾矿1粗1扫2精选硫,中矿顺序返回流程处理,最终获得了钼品位为49.43%、回收率为91.11%的钼精矿,硫品位为53.00%、回收率为73.03%的硫精矿,钼、硫回收指标理想,因此,试验确定的闭路试验流程是该矿石开发利用的合理工艺流程。     

江西某低品位钨矿石浮选试验

江西某低品位白钨矿石WO3含量为0.20%,矿物组成较复杂,金属矿物主要有白钨矿、磁黄铁矿等,非金属矿物主要有萤石、石英、透闪石、滑石、金云母、黑云母、白云母、石榴石、长石、绢云母、方解石等,含钙脉石矿物含量较高,矿石中白钨矿与脉石矿物共生关系紧密。为确定白钨矿的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下1次浮选脱硫,然后以碳酸钠为矿浆p H调整剂、水玻璃+栲胶为脉石矿物组合抑制剂、731为白钨矿浮选捕收剂,经1粗2精1扫浮选预富集钨、预富集精矿水玻璃强化调浆后1粗2精1扫常温浮选选钨、常温钨精矿90℃下水玻璃强化调浆后1粗5精1扫加温浮选选钨,最终获得WO3品位50.23%、WO3回收率为70.32%的白钨精矿,实现了白钨矿的高效回收。     

新型捕收剂GR-713选别某辉钼矿应用研究

针对新疆某辉钼矿嵌布粒度较细、可浮性较差的特点,应用价格便宜、选择性好且捕收能力较强的新型捕收剂GR-713,采用"一次粗选,两次扫选,粗精矿再磨七次精选"的浮选流程,获得了较好的选矿指标:钼精矿品位45.85%,回收率86.41%。     

河南某库存钼尾矿回收钨钼选矿试验

河南某库存钼尾矿钼品位为0.086%、钨品位为0.13%,由于长期堆放,其钼氧化率高达51.76%,而且粒度组成偏细,可浮性较差。为合理开发利用该库存尾矿资源,进行了选矿工艺流程和药剂制度试验研究。结果表明,原矿经过弱磁选除铁—非磁性物脱泥浓缩后,以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、W-189为捕收剂,采用1粗1精3扫流程浮选获得了Mo品位为0.86%、WO3含量为1.21%的钨钼混合粗精矿,钨钼混合粗精矿浓缩加温调浆后经1粗3精2扫流程精选,获得了Mo品位为12.78%、回收率为54.94%,WO3品位为21.96%、回收率为72.45%的钨钼混合精矿,从而使矿石中钨、钼得到了较好的综合回收。