铜砷硫化铁矿浮选新工艺的研究

通过调整矿浆电位和矿浆ｐＨ，优先进行黄铜矿的自诱导浮选，实现了天然矿石中的铜－砷、铜－锌的分离，对广西珊瑚矿的铜砷硫化铁矿进行了微捕收剂浮选分离的研究，与常规的黄药捕收浮选相比，自诱导优先浮选的铜精矿品位较高。表明自诱导浮选和分离过程有更高的选性，为铜精矿降硫，砷和锌提供了新途径。     

枣阳大阜山原生金红石矿脱泥试验研究

对枣阳大阜山原生金红石矿进行了选矿试验研究,为有效减少矿泥和脉石对浮选影响,分别采用了单一摇床重选、重磁联合、沉降和反浮选工艺进行脱泥抛尾,脱泥之后再进行金红石浮选。试验结果表明,在浮选前进行脱泥作业能够显著提高浮选指标,反浮选脱泥抛尾工艺效果更好,一次性抛弃尾矿产率为10.85%,金红石损失率为7.08%,反浮选脱泥后再进行正浮选,采用C5-9羟肟酸作为捕收剂,经过一次粗选,精矿品位达21.12%,回收率达75.08%。     

微生物浸出Pb-Zn-Sn黄铜矿及其生物群落的演替分析

研究了Pb-Zn-Sn黄铜矿精矿在混合中度嗜热微生物槽浸过程中的细菌群落结构变化,并监测浸出体系中金属离子浓度、溶液电位、溶液pH值变化,通过聚合酶链式反应-限制性片段长度多态性（PCR-RFLP）技术分析微生物群落的结构变化。结果表明,最终铜浸出率高达85.6%,在浸出前期,Acidithiobacillus caldus为优势群落,从第18天开始到浸出结束,Sulfobacillus thermosulfidooxidans为优势群落,但Leptospirillum ferriphilum丰度变化较小。试验结果表明,适当较高的溶液电位和合适的铁离子浓度对黄铜矿精矿的生物浸出作用很关键。     

巯基化改性麦糟对Zn(Ⅱ)的吸附特性

采用巯基化改性麦糟去除废水中的锌离子,研究溶液pH值、反应时间和温度以及Zn(Ⅱ)初始溶度对巯基化改性麦糟吸附效果的影响;借助吸附平衡等温线及吸附动力学模型拟合,结合傅立叶变换红外光谱(FTIR)分析阐明吸附机制。结果表明:在较宽的pH值范围(6~9)内,巯基化改性麦糟表现出对Zn(Ⅱ)良好的吸附性能。由Langmuir吸附等温线方程计算得到该吸附剂对Zn(Ⅱ)的理论饱和吸附量为353.36 mg/g,高于改性木质纤维素类吸附剂的吸附量(17.88~156 mg/g)。巯基化改性麦糟对Zn(Ⅱ)的吸附动力学特性表明吸附反应很快在30 min内达到平衡,吸附符合拟二级动力学方程,活化能的计算结果表明吸附为活性化学吸附。FTIR分析可知:由巯基化改性麦糟吸附Zn(Ⅱ)主要是羟基和巯基中S—H基团的硫原子与Zn(Ⅱ)配合的结果。     

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

一种废弃镁铬耐火砖浮选尾渣的处理工艺

采用氯化挥发法对废弃镁铬砖浮选尾渣进行处理。在尾渣成分分析和氯化挥发过程中相关化学反应热力学计算的基础上, 研究了焙烧过程中焙烧温度、氯化剂用量、焙烧时间等因素对杂质金属脱除的影响, 利用XRD、SEM对焙烧渣的物相和微观形貌进行了表征, 并与原尾渣进行了对比。结果表明, 确定的最佳工艺条件为：焙烧温度1 000 ℃、MgCl₂用量12%、焙烧时间0.8 h, 在此条件下可将尾渣中Ag、Pb、Bi含量降至0.01%, 0.06%和0.10%, 挥发率分别达到94.22%, 99.09%和96.48%; 经处理后焙烧渣的成分与原材料一致, 可作为镁铬耐火砖生产原料, 实现了二次资源的再利用。     

黄铜矿半导体电学特性对其中等嗜热菌浸出行为的影响

为了研究黄铜矿半导体电学特性对其生物浸出的影响机制, 采用霍尔效应测试技术分析了3种不同来源黄铜矿的半导体电学特性, 并在45 ℃、170 r/min、2%矿浆浓度条件下进行了中等嗜热混合菌浸出试验。结果表明, 黄铜矿A的载流子浓度为-9.190×10¹⁸ cm^-3, 绝对值明显高于黄铜矿B和C的载流子浓度(-3.065×10¹⁸ cm^-3和-2.183×10¹⁷ cm^-3); 黄铜矿A的电阻率为0.054 65 Ω·cm, 明显低于黄铜矿B和C的电阻率(0.146 9 Ω·cm和0.930 6 Ω·cm); 黄铜矿的载流子浓度、电阻率与其铜浸出率存在明显联系, 黄铜矿的载流子浓度越高、电阻率越小, 铜的浸出速率就越高, 浸出19 d后, 3种黄铜矿纯矿物(A、B、C)的铜浸出率分别为66.1%, 25.3%和21.4%; 电化学试验结果表明, 3种黄铜矿的氧化还原反应过程基本相同, 但黄铜矿A的腐蚀电流密度明显高于另外两者。     

云南某低品位硫化铜矿石浮选新工艺研究

云南某高硫低铜铜矿石,铜氧化率达18.52%,容易产生可溶性离子,增加铜硫分离难度。为给选矿厂的工艺改进提供依据,在原工艺基础上进行了浮选新工艺研究。结果表明:通过药剂制度优化和增设中矿再磨作业及浮选柱精选作业,铜精矿铜品位从16.81%提高到22.45%,铜回收率从70.98%提高到79.81%,现场工艺流程的石灰用量大幅度下降,为后续选硫创造了条件。     

有机抑制剂MF对硫精矿降砷的浮选试验研究

对云南某地磁选尾矿矿石性质进行了分析,通过浮选试验,考察了有机抑制剂种类和用量对硫精矿降砷的效果。砷硫精选精矿经一粗二精一扫,获得硫精矿硫品位43.85%,砷品位0.58%,硫回收率54.95%的砷硫分离浮选闭路试验指标。磁选精矿与硫精矿累计硫品位39.33%,砷品位0.45%,硫金属回收率为80.39%,实现了有机抑制剂MF对硫精矿降砷的良好指标,为该类矿石的进一步开发和利用打下了基础。     

脆硫锑铅矿在乙硫氮饱和Ca(OH)_2体系中的电化学

采用循环伏安和交流阻抗法研究了脆硫锑铅矿在乙硫氮饱和Ca(OH)2体系中的电化学,讨论了电位调控浮选脆硫锑铅矿的工艺参数。电位在-378～22mV范围内,矿物的界面电容不断减少,介电常数变小,表面产物是疏水性的(CH3)2NCSS-、Pb((CH3)2NCSS-)2和S0;电位在22～222mV范围内时,矿物表面的疏水产物膜迅速破裂,电容增加,介电常数变大,界面亲水性增强。随着电位的继续升高,矿物表面不断产生亲水性离子和Fe(OH)3的沉积;对于乙硫氮饱和Ca(OH)2水溶液体系,脆硫锑铅矿的电位调节浮选的工艺参数应控制在-178～122mV之间,实际工艺中电位控制在-78mV～50mV范围为宜。