矿床技术经济评价

简要介绍了矿床技术经济评价中的评价阶段及条件。论述了评价的原则、方法和要素。指出在技术经济评价中 ,地勘费是否计入投资 ,对评价的结果影响甚大     

基于PCA-RBF网络模型的硫化矿自燃安全性研究

为了更加准确地预测硫化矿自燃安全性,综合考虑硫化矿自燃倾向性及火灾后果严重性,将硫化矿自燃安全性划分为9个等级,并选取矿山含硫量、矿山含碳量、矿石温度、矿石堆放时间、采场人员数量、氧气浓度和采场矿层厚度作为评价因素集。利用主成分分析法（Principal Component Analysis,PCA）对94个采场样本数据进行降维处理,得到包含70%以上原始信息的3个主成分。将降维后的84组数据作为基于径向基函数神经网络（Radial Basis Function Neural Network,RBF）预测模型的训练样本,10组数据作为检验样本进行硫化矿自燃安全性预测。最后分别利用十折交叉验证法和留一法对94组检验样本的自燃安全性预测结果进行检验,得到硫化矿自燃安全性预测准确率分别为92.55%和91.49%。研究结果表明：PCA-RBF网络模型对硫化矿自燃安全性的预测性能良好,且优于未经主成分分析的结果。     

机械活化条件下超细铁矿粉氢基还原特性及机制

摘要：通过热重法研究了不同机械活化程度的铁矿粉氢基还原特性,并分析和探讨了其还原反应机制。实验结果表明,机械活化对氢气还原铁矿粉有促进作用,机械活化时间越长,还原特征温度越低,还原反应所需的活化能也越低,但反应机制未发生变化,反应的限制性环节是其界面反应。机械活化明显影响到超细铁矿粉的逐级反应,对于未经活化的铁矿粉而言,逐级反应层次极不明显,而对于活化后铁矿粉的逐级反应层次随着活化时间的增加越发分明。     

低锰高铁矿直接还原-熔分制备富锰渣试验研究

摘要：试验以锰品位27.7%,铁品位18.1%的低锰高铁矿为研究对象还原制备富锰渣,生产得到的富锰渣可用于冶炼硅锰合金,以达到高效利用低品位锰矿的目的。根据该矿的成分分析、XRD分析和粒度检测分析结果,采用还原 熔分法对低锰矿进行还原制备富锰渣试验,试验结果表明：单因素试验下各参数对低锰高铁矿的还原-熔分后渣中Mn、Fe元素的含量和Mn元素的回收率均有较大影响,同时结合Box-Behnke原理设计方案,选取温度、碱度以及配碳量3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素交互作用下对Mn元素回收率的影响规律,对试验因素进行优化分析,建立相应的多项式模型。模拟优化得到最优的工艺条件为：还原温度1402℃,碱度0.10,配碳量10.04%,Mn元素回收率为97%。在最佳条件下做验证试验得出Mn元素回收率为95.80%,误差1.24%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性,同时对低锰高铁矿的应用有重要指导意义。     

碳酰胺助浸风化壳淋积型稀土矿工艺研究

研究了以碳酰胺为助浸剂的风化壳淋积型稀土矿浸取稀土工艺。通过柱浸方式模拟原地浸出过程,在单因素试验基础上,采用响应曲面法建立二次多项数学模型,以稀土浸取率为响应值,探究助浸剂碳酰胺浓度、浸取温度和浸取剂溶液pH对稀土浸取率的影响,分析各因素间的交互作用。结果表明,影响稀土浸取率从强到弱的因素依次是浸取剂溶液pH、碳酰胺浓度、浸取温度。在浸取剂乙酸铵浓度0.10 mol/L条件下,最佳工艺参数为碳酰胺浓度0.59 mol/L、浸取温度25.03 ℃、浸取剂pH=5.51,该条件下稀土浸取率响应值为97.50%。实际试验稀土浸取率为96.36%。两者误差较小,表明采用响应曲面模型得到的工艺参数是基本可靠的。     

离子型稀土矿浸出过程微细颗粒迁移规律及调控

离子型稀土矿在浸出过程中浸出剂与矿石表面水合机制较为复杂,颗粒间的桥式胶结因离子吸附交换过程中存在多种作用力与分散作用而容易发生断裂,从而使微细颗粒发生迁移和重新排列,并在孔喉处沉淀,产生堵塞现象,影响离子型稀土的浸出效率。为揭示离子型稀土矿在原地浸出过程中微细颗粒的迁移规律,并找到适宜的调控方法,以龙南足洞离子型稀土矿为研究对象,采用实验室柱式溶浸法,考察了浸出剂质量浓度、黏度、流速、水力梯度、矿体高度及矿体含水率对微细颗粒迁移的影响。结果表明,离子型稀土矿浸出过程微细颗粒的迁移是影响浸出效率的重要因素之一。在外力的作用下,微细颗粒在浸出过程中易随浸出剂发生迁移运动。当调控浸出剂质量浓度低于4%,浸出剂黏度不超过1.5 mPa?s,水力梯度小于0.75,浸出剂流速低于3 mL/min,原矿含水量大于11%时,矿体中微细颗粒迁移率较低,矿体渗透性保持良好,有利于浸出液的渗流和稀土离子的浸取。     

硅质钒矿硫酸熟化常温水浸提钒

以陕西某地硅质钒矿为研究对象,进行了单一硫酸浸出、硫酸助浸、空白焙烧—浸出、硫酸熟化—常温水浸提钒探索试验,确定出硫酸熟化—常温水浸工艺更适用于硅质钒矿,同时考察了熟化温度、熟化时间、熟化硫酸及水用量、矿石粒度、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在熟化硫酸用量15%、熟化水用量10%、熟化温度130℃、熟化时间4 h、原矿粒度-8 mm、熟料浸出液固比1.5、常温浸出3 h的条件下,可获得78%左右的钒浸出率。该硅质钒矿经硫酸熟化后水浸,浸出温度对钒浸出率影响小,可采用"熟化-柱浸(堆浸)"工艺进行提钒。     

用D201树脂从石煤钒矿酸浸液中提钒

对离子交换法从石煤钒矿酸浸液中提钒进行了研究。主要考察了原液pH、速比、交换前液钒浓度对钒吸附率的影响。结果表明,在pH=1.85、吸附速度与树脂体积比1.5 h-1、交换前液钒浓度4 g/L条件下,钒的吸附效果较佳。中试试验证明,原液V2O5含量4 g/L左右,采用“三柱串联吸附—优化调节—两柱串联再吸附”流程,当吸附尾液体积是树脂总体积约20倍,尾液钒品位稳定在约0.13 g/L,平均含钒低至约0.11 g/L时,V2O5吸附率为97.17%。以4%NaOH+4%NaCl配比的解吸剂对饱和D201进行动态解吸,解吸液中V2O5含量达到峰值为119.49 g/L,利用4倍树脂体积的解吸剂,最终得到富钒解吸液中V2O5浓度为57.36 g/L。解吸液无需净化处理,即可实现酸性铵盐一步沉钒法制备高纯V2O5产品,最终五氧化二钒品位为98.36%,产品符合YB/T 5304—2017要求,级别为粉钒V2O598.0-P级。     

复杂金精矿“三连炉”火法捕金生产实践

采用富氧底吹"三连炉"造锍捕金工艺处理高砷锑复杂难处理金精矿,实现多金属高效回收。针对复杂金精矿火法处理工艺中金属收得率和工艺调控需求,结合生产实践总结了多种杂质元素分配行为与规律,优化了配矿中不同杂质元素含量,并对不同复杂金精矿在熔炼过程中的铜锍品位进行有针对性的调控,即高砷物料铜锍品位控制在65%,高铅物料铜锍品位控制在72%。可实现复杂难处理金精矿三连炉熔炼中铅、锌、砷、锑、铋、镍整体脱除率达98%以上,为黄金行业绿色冶炼及可持续发展提供参考。     

氢化物发生-原子荧光光谱法测定铬矿中砷

铬矿中砷的测定方法对完善铬矿检测方法和质量评价手段有重要意义。在0.5 g样品中加入2 g过氧化钠,于650 ℃熔融20 min,熔融物经盐酸酸化溶解,以10%盐酸为载流,15 g/L硼氢化钾溶液为还原剂,采用氢化物发生-原子荧光光谱法(HG-AFS)进行测定,建立了铬矿中砷测定的新方法。实验表明,砷质量浓度在0.025～100 μg/L范围内与荧光强度呈线性关系,相关系数为1.000 0,方法检出限为0.05 μg/g,定量限为0.17 μg/g。对产地为南非、土耳其、巴基斯坦等19个国家共2 649个铬矿样品的成分进行统计,发现铬矿主要成分为铬、铁、镁、铝和硅;干扰试验表明,这些样品中的共存元素均不干扰测定。按照实验方法对3个不同砷含量的铬矿样品进行精密度和加标回收试验,结果的相对标准偏差(RSD,n=11)为1.4%～6.0%,回收率为96%~109%。将实验方法应用于与铬矿基体近似的铁矿标准物质中砷的测定,测定值与认定值基本一致。