云南某低品位铬铁矿石选矿工艺研究

云南某低品位铬铁矿石Cr₂O₃含量为8.51%。矿石中铬在0.020~0.12 mm粒级的分布率为83.79%、在+0.12 mm粒级的分布率仅6.55%、在-0.02 mm粒级的分布率仅9.67%。针对铬在较粗和较细粒级含量低的特点,采用振动筛分级-旋流器脱泥工艺预处理,获得了Cr₂O₃品位为18.52%、回收率为84.61%的沉砂。为给沉砂的合理选矿工艺提供依据,对其进行了单一摇床重选、单一高梯度强磁选、磁重联合工艺流程对比试验。结果表明：采用单一摇床重选工艺可以获得Cr₂O₃品位为40.56%、回收率为72.71%的铬精矿,采用单一高梯度强磁选工艺获得的铬精矿Cr₂O₃品位仅38.93%（不能达到40%的要求）、回收率为55.83%,采用磁重联合工艺可以获得Cr₂O₃品位为45.29%、回收率为73.38%的合格铬精矿。最终确定采用分级-脱泥-高梯度强磁选-摇床重选工艺进行选别,可以实现该铬铁矿资源的有效回收。     

牦牛坪稀土矿磁选预富集技术工业化研究

四川牦牛坪稀土矿是国内第二大的轻稀土矿。新建4200t/d规模的选矿厂采用高梯度湿式强磁选预富集技术,工业试验和流程考查结果表明:在原矿石REO入选平均品位1.57%和2.32%条件下,可获得REO回收率分别为86.89%和90.12%、选矿富集比分别为4.35和2.97的技术指标。     

西南某钛铁粗精矿精选试验研究

针对西南某钛铁矿粗精矿进行了精选试验研究。采用重选、磁选及重-磁联合工艺进行了对比试验, 确定以重-磁联合工艺流程回收其中的钛铁矿, 最终获得了含TiO₂ 48.34%、回收率95.34%的钛精矿。     

伟晶岩型锂辉石矿碱溶蚀-浮选试验研究

以伟晶岩型锂辉石矿为研究对象,通过碳酸钠+氢氧化钠碱溶蚀预处理强化锂辉石和长石可浮性差异,筛选出锂辉石高效组合捕收剂氧化石蜡皂+GYHN,通过协同作用,实现了锂辉石的高效回收,最终获得了Li2 O品位5.52％、回收率82.90％的锂精矿.     

“三次扩散-一次氧化-镀镍-锡锅焊接”生产200A平板型可控硅

我们用“三次扩散-一次氧化-镀镍-锡锅焊接”代替“二次扩散-一次氧化-蒸铝-烧结”工艺生产200A 平板型可控硅,可以省却使用真空烧结炉、蒸发台、超声波点焊机等昂贵的设备,且其工艺简单,生产的器件动态特性好过载能力强,平均压降为0.6～0.7V。     

用三种类型P阱结构制成的电荷耦合器件传感器

本文描述了适用于16.9mm(2/3英寸)规格的一种488×590元列间转移电荷耦合器件(CCD)传感器。这种传感器采用了三种 p 阱(浅层阱、中层阱和深层阱)来抑制起晕和弥散。浅层 p 阱组合有光电二极管,并且为抑制起晕而完全耗尽;中层p 阱做 CCD 移位寄存器,并且为抑制弥散而完全耗尽;深层 p 阱做输出电路,并为 MOS 管的稳定操作而不完全耗尽。在10%的垂直高度光照时,起晕信号和在波长为550nm 时的光照信号一样小,为-73dB。此外,这种传感器采用 n~+-n~--p 光电二极管,以减少光谱响应随信号电荷存储的变化。     

CO2气体保护焊降低焊接变形机理研究

为了研究CO2气体保护焊强制对流对焊接变形的影响,通过分析多种换热边界条件,分别确定了适用于自然对流和有强制对流效果的气体保护焊的对流辐射边界条件计算公式,计算得出综合换热系数.在此基础上对手工焊和CO2焊焊接应力应变进行计算分析.结果表明,CO2焊保护气体形成的强制对流而形成的冷却环境是其降低焊接变形的重要因素.     

难选高硫铜金锌多金属矿强化回收铜金试验研究

查明了国外某铜金锌矿的矿物组成、嵌布粒度、赋存状态及单体解离度等工艺矿物学特性,开展“粗磨快速浮铜金—铜金锌混浮—细磨铜金锌分离”新工艺研究.结果表明：原矿中铜、金、锌品位分别为2.13%,1.52 g/t, 2.90%;黄铁矿矿物量高达47%,黄铜矿、闪锌矿与黄铁矿之间紧密连生,连生界面复杂,难以有效解离;金矿物嵌布粒度粗细不均,部分粒度小于5μm,部分粗粒金矿物表面被氧化铁覆膜,可浮性降低,容易损失至尾矿中.细磨是实现铜金锌有效分离的关键.采用新型的浮选捕收剂,实现了铜金矿物的强化回收,最终获得Cu品位为21.07%、回收率为84.47%,Au品位为6.79 g/t、回收率为38.16%的总铜精矿;Zn品位为50.79%、回收率为62.87%的锌精矿.     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

新疆某伟晶岩型锂多金属矿石中伴生元素的回收试验

新疆某伟晶岩型锂多金属矿伴生钽铌锡等有价元素,其中钽铌主要以钽铌铁矿的形式存在,锡主要以锡石的形式存在。为提高伴生元素的回收率,根据矿石性质最终确定了粗磨—重选预富集—强磁选—离 心分离的原则工艺流程,并开展了相关条件试验研究。重液分析确定重选适宜的入选粒度为-0.35 mm,在此条件下,通过螺旋溜槽粗选—摇床精选工艺实现了钽铌锡预富集。对预富集精矿进行锡石与钽铌铁矿的强磁 选分离,适宜的工作参数为磁场强度800 mT、脉动频率260次/min。非磁性产品主要为锡石和锂辉石,在冲洗水量2.0 L/min、给矿浓度30%、给矿量1.0 kg/min的条件下,确定离心选别适宜的重力加速度为50G。根据 条件试验确定的工艺条件,进行螺旋溜槽粗选—摇床精选—弱磁选—强磁选—离心重选全流程试验,最终获得了Ta2O5品位13.90%、Nb2O5品位29.14%、Ta2O5回收率49.50%、Nb2O5回收率58.37%的钽铌精矿及Sn品位 41.45%、Sn回收率54.39%的锡精矿,有效实现了伴生有价矿物的综合回收。