山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

基于工艺矿物学分析提高金浮选尾矿选矿回收率的研究

某金矿浮选尾矿金品位偏高,具有回收价值,对该样品开展了工艺矿物分析和选矿试验研究。工艺矿物学分析表明,尾矿中金矿物主要以三种形态存在,分别为难解离金矿物、易解离金矿物、单体易回收金矿物,后两种金矿物回收较为容易。试验结果表明,将其磨矿细度(-200目含量)提高到60%,浮选时间延长7 min,尾矿金品位降低至0.18 g/t,通过将磨矿细度(-200目含量)提高到80%,尼尔森重选也可将尾矿金品位降低到0.17 g/t,为现场制定改造方案提供技术支持。     

南非低品位铂钯尾矿选矿试验研究

南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr2O3品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr2O3品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。     

从采金船重砂尾矿中回收铁和黄金——浅谈阿勒泰地区新建某重磁选厂工艺流程合理性

新疆阿勒泰地区某地现存采金船重砂尾矿约万余吨,含铁约40%左右(部份重砂已被用干式磁选机选铁),含金约1 g/t左右(半敷重砂已再次被选金).为了充分利用国家矿产资源,从现有的重砂尾矿中回收铁和黄金,新建一座150 t/d处理能力的露天选厂.二次混汞(第一次内混汞,第二次为汞板),重磁联合工艺流程.目前该选厂刚刚试生产,已取得可喜的选矿技术经济指标.     

煤种对高硅酸铁尾矿深度还原回收铁的影响

以含铁14.51%(质量分数)的铁尾矿为研究对象,采用煤基深度还原—磁选方法回收铁,研究并分析了焙烧过程中不同煤还原剂、助熔剂、焙烧温度以及焙烧时间对铁还原的影响规律。结果表明:对于铁尾矿深度还原,固定碳含量高且含有少量挥发份的煤效果较好;以无烟煤为还原剂,CaO为助熔剂,1300℃焙烧180 min,磁选得到铁产品中铁品位90.12%,铁回收率为72.21%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)分析了磁选铁产品中铁的存在形式,结果表明:铁尾矿深度还原过程中铁矿物大部分被还原成金属铁,仅有少部分矿物是金属铁被氧化的磁铁矿和石英,实现了铁尾矿中铁的还原和富集。     

四川康定选铁尾矿回收锂辉石选矿试验研究

四川康定某选铁尾矿Li_2O品位0.76%,可通过浮选对锂资源加以利用。试验采用先脱泥再浮选的原则流程,对该选铁尾矿进行脱泥后,采用碳酸钠、氢氧化钠为调整剂抑制云母,实验室自制QA-7作为捕收剂回收锂辉石,并用design-expert8.0软件对粗选试验结果进行优化,确定捕收剂用量800 g/t,抑制剂用量为1700g/t进行试验。通过闭路试验,获得锂精矿Li_2O品位5.71%,回收率75.78%,实现了对该尾矿资源的二次利用。     

不锈钢酸洗污泥中Ni的回收实验研究

针对钢厂的不锈钢酸洗污泥,配置红土尾矿,并利用还原-磁选工艺以期回收其中的铁、镍、铬等金属,使得最终产物可以安全排放。主要分析了污泥及红土尾矿成分、物相;考察了还原温度、还原时间、配碳比(C/O)和污泥配入量等因素对Fe、Ni回收的影响。结果表明,反应温度1 350℃,配碳比1.0,污泥配入量为25%条件下镍和铁的收得率分别达到97.86%和96.07%。同时尾矿中Fe的质量分数为4.04%,Ni的质量分数为0.13%,Cr的质量分数为0.08%。     

云南某氧化银矿选矿试验研究

采用浮选+全泥氰化工艺对云南省某银矿石进行提银选矿试验研究。矿石中银多金属复硫盐经浮选富集得到银精粉;浮选尾矿再全泥氰化提银。浮选作业所得银精粉品位5761.54 g/t,回收率21.91%;浮选尾矿全泥氰化浸渣品位19.28 g/t,浸出率78.85%。综合回收率84.12%。银多金属复硫盐是影响浸出率的关键因素,预先将其有效浮选,有利于提高银氰化浸出率。     

我国首条200吨／日氰金尾矿浮选生产线投产

由湖南兴民科技公司研发的我国首条200吨／日氰金尾矿闪速浮选生产线，目前在湖南平江县投产，标志我国回收氰金尾矿技术及装备水平走在世界前列。     

石英与长石对搪瓷涂层组织和摩擦磨损性能的影响

目的 通过等比例添加石英与长石,提高低碳钢搪瓷涂层的摩擦磨损性能.方法 采用一次浸搪法在Q235低碳钢表面制备等比例添加石英与长石的搪瓷涂层.采用SEM、HSR-2M型高速往复摩擦试验机,研究了不同石英与长石添加量的搪瓷涂层的组织形貌及摩擦磨损性能.结果 未添加石英与长石的搪瓷涂层硬度高、韧性差,且大气孔对裂纹形核扩展阻力小,摩擦时气孔边缘易脆性断裂.随着石英与长石添加量的增加,致使烧结体系的熔点和黏度降低,气孔形核位点增多,促进熔体扩散和气体排出,表层韧性和塑性提高,且小尺寸气孔阻碍裂纹扩展,磨屑填充气孔形成转移膜,显著降低了涂层脆性断裂倾向,发生轻微磨粒磨损和粘着磨损.然而当长石添加量过多(6％)时,Na2O的断网作用明显,致使更多Si─O键断裂,降低小气孔对裂纹扩展的阻力,因而导致涂层的耐磨性变差.结论 等比例添加石英与长石可降低涂层气孔率、提高涂层韧性,进而提高涂层的摩擦磨损性能.     

可可托海三号脉铍矿石的综合利用

可可托海3号脉是稀有金属和非金属矿物含量非常丰富的矿床，利用矿物可浮性、比重、解理的不同，分别回收锂、镀、钽铌、云母、长石和石英，矿物的利用率可达80％，经济效益和社会效益非常显著。     

选磷尾矿中磷的综合回收

为减少磷及磷化工行业磷尾矿的排放量,降低其对环境的污染,减少资源浪费,对某选磷尾矿进行了磷矿物的综合回收试验研究,确定了以BK401为捕收剂的磷反浮选回收工艺。闭路试验得到了P2O5含量为26.20%,P2O5回收率为67.11%的磷精矿。     

难选焙烧氰化尾渣提金试验研究

针对新疆某难选焙烧氰化尾矿,首先进行了工艺矿物学研究,确定该氰化尾渣的矿石特性,并采用多种选矿工艺进行了试验研究,最终推荐以回收硫化物中金为主的浮选方案,获得了精矿品位33.11 g/t,浮选回收率55.70%的试验指标。     

某铁矿尾矿中回收硫和铁的试验研究

某铁矿尾矿含有较多的黄铁矿和磁铁矿,针对该尾矿中铁矿物和黄铁矿的特性,采用重选先抛去大部分尾矿、重选粗精矿磨矿后浮硫,浮硫尾矿再回收铁的选别工艺,在原矿含硫7.40%、含铁17.91%时,取得了硫精矿品位42.20%、回收率91.93%,铁精矿品位61.42%、回收率达30.42%的指标。     

铜阳极泥选冶联合工艺有价金属走向考察及改进建议

铜阳极泥是资源综合回收的优选对象,分析各有价金属的分散情况对后续的回收有着指导性的方向作用。铜阳极泥选冶联合工艺较为成熟,具有不断外延拓展金属回收的空间。针对4000 t铜阳极泥物料的生产数据,考察了该工艺有价金属的走向,统计分析了金、银、硒、碲、铅、锑、铋、铜等在工艺流程中的分布率,摸清了有价金属主要分散情况。分析表明,金、银、硒、碲最大的分散点均为浮选尾矿,分别占分散总量的67%、37%、34%、58%,确定为重点管控对象。并结合统计分析结果对提高金、银、硒、碲回收率及铅、锑、铋、铜的回收提出了改进建议。     

某微细粒难选金矿氰化尾矿的浮选提金工艺试验研究

新疆某金矿历年来生产的氰化浸出尾矿,组成较为复杂,金、银、硫集中分布在-0.045 mm粒级中,通过对该金矿氰渣的实验室试验和扩大连续浮选试验研究,取得了金精矿品位19.50 g/t,回收率66.50%的工艺指标,有效地回收了该矿石中的微细粒金和包裹金。     

玻璃陶瓷复合材料的制备、微结构和性能

采用电子陶瓷工艺制备了一系列玻璃/锶长石陶瓷复合材料,并对复合材料进行X射线衍射分析、扫描电镜观察和性能测试。结果表明:复合材料的介电常数、热膨胀系数和显微硬度随着锶长石含量的增加而增加,而介电损耗随锶长石含量的增加而减小。锶长石含量大于50%(质量分数)的复合材料中α石英和方石英的析出增加了材料的热膨胀系数,但对材料的介电性能影响不大。所制备的复合材料具有低的介电常数(5.2~5.8)、低的介电损耗(0.10%~0.25%)、低的热膨胀系数(4.4×10-6~6.2×10-6℃-1)和低的烧结温度(≤900℃),有望用于电子封装领域。     

土电焊条的制造

在电焊条供应困难的情况下,我们按照以土代洋,就地取材的原则,经过几次试验,自制成功了土焊条。焊条药皮配方比例为:石英15%;萤石20％;长石50%;     

提纯石棉尾矿酸浸渣制备无定型二氧化硅粉体

对提纯石棉尾矿酸浸渣制备无定型二氧化硅的最优工艺条件进行研究.采用对石棉尾矿酸浸渣的超细粉碎、酸浸和煅烧等方法进行提纯实验,并通过扫描电子显微镜、X射线衍射等手段对样品进行表征.结果表明,最佳提纯工艺条件为:将酸浸渣超细粉碎至d50＝2.50 μm,d97＝11.35 μm,用10%盐酸酸浸1 h,最后在700 ℃下煅烧0.5 h.得到的二氧化硅比表面积为247 m2/g,SiO2＞90%,符合GB10507-89中A类标准要求.石棉尾矿酸浸渣的颗粒形状与石棉尾矿的颗粒形状基本一致,包含块状、针状等颗粒,而经过提纯处理后的酸浸渣则为块状超细颗粒.提纯前酸浸渣的矿物组成为蛇纹石20%,石英8%,滑石6%,非晶质SiO2 66%;提纯后矿物组成为石英6%,非晶质SiO2 90%,滑石4%.     

电解电镀废渣回收业的前景

贵金属由于其储量有限，许多工业发达国家都极为重视发掘贵金属再生资源，把贵金属废料的回收与矿产资源的开发视为同等重要，建立了贵金属再生回收工业的管理体系。发达国家每年都要从二次资源中回收大量的金、银。目前，美国的电子垃圾处理企业年利润就已经达到了2500-3000万美元。据统计，开采1t银大约需要30万元，回收仅需1万元h；