一种广义粗糙集精度的新度量

在粗糙集理论中,精度是量化由粗糙集边界引起的不精确性的一种重要数字特征,但传统精度没有考虑到由关系覆盖导出的颗粒大小。本文通过引入独立邻域集的概念,给出一种新的广义粗糙集精度的度量。     

高砷富银铋硫多金属精矿综合回收实验研究

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响.采用"混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选"工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06％、砷0.61％,回收率为银88.52％,铋85...     

非平衡等离子体消除乙硫醇

采用脉冲电晕放电等离子体对乙硫醇进行消除实验,探索了气体流量（停留时间）、气流中水分含量对消除率的影响规律。结果表明,随着气体流量的增大,乙硫醇在反应器内的停留时间减小,能量密度减小,消除率降低;消除率随水分含量的变化并非呈单方向增大或减小,而是存在一个最佳范围,从实验结果来看,水分含量为3.2～3.5 g/m3,消除率明显高于水分含量低于3.2 g/m3或高于3.5 g/m3时的消除率。采用GC-MS、FTIR和SGA94-SO2型单项气体分析仪等仪器对乙硫醇的消除产物进行了分析,主要产物为CO2、H2O和SO2,未检测到有机产物。根据实验数据分析了乙硫醇的反应动力学特征,发现乙硫醇在脉冲电晕等离子体体系中的反应符合一级反应动力学特征,反应速率常数为0.0729 s－1。     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

复杂含银砷硫化铜矿浮选试验对比研究

针对云南某含银砷的硫化铜矿,查明了化学多元素、矿物组成、嵌布粒度和单体解离度等工艺矿物学特性,对比了混合浮选和等可浮选两种方案的选别指标.结果 表明,在原矿铜、砷、银品位分别为0.41％、1.82％、16.24 g/t条件下,等可浮选方案获得了铜品位为22.11％,铜回收率为66.32％的铜精矿,其中砷含量为0.45％...     

某难选萤石矿浮选试验研究

某碳酸盐型萤石矿CaF_2含量为28.05%、CaCO_3含量为18.45%、硫含量为0.50%。针对矿石含硫量较高,有用矿物与脉石紧密共生且部分矿石易发生过粉碎的情况,采用"优先浮硫—萤石粗精矿再磨再选"的浮选工艺处理该萤石矿石。在磨矿细度-0.074 mm占80%、丁基黄药用量200 g/t、2号油用量50 g/t条件下预先脱硫及部分细泥,浮硫尾矿进行萤石浮选;采用酸化水玻璃+腐殖酸钠为萤石浮选组合抑制剂,在油酸用量400 g/t、碳酸钠用量1 200 g/t、抑制剂用量1 500 g/t条件下进行粗选,粗精矿再磨至-0.038 mm占85%,采用1粗2扫5精的萤石浮选流程,可获得CaF2品位98.07%、回收率80.80%的萤石精矿。     

某钨铜多金属共生矿资源综合利用研究

针对某钨铜矿脉石成分以磁黄铁矿、含硅矿物及萤石为主,精矿品位难以提高的难题,采用"铜硫混选-铜硫分离"流程,配合高效浮选药剂的研发,在原矿铜、银品位分别为0.382%和12.33g/t的情况下,获得了铜品位21.75%,铜回收率89.39%,银含量442.35g/t,银回收率56.33%的含银铜精矿。与此同时,在原矿WO_3品位为0.181%的情况下,采用"磁选抛尾-常温钨粗选-加温钨精选"流程,配合高效钨捕收剂GY-10的使用,获得了WO_3品位为62.04%,WO_3回收率为71.98%的钨精矿,实现了钨铜共生矿资源的综合利用。     

锂铍稀有金属选矿及综合利用研究现状及展望

简述了锂铍稀有金属资源分布、需求以及选矿工艺现状,并对浮选作用机理进行了概况。指出联合选矿工艺将成为复杂锂铍资源分离的发展趋势;仍需要加强锂铍浮选作用机理研究,丰富稀有金属浮选基础理论;开发绿色高效环保的浮选药剂,减少环境污染;强化钽、铌、锡、石英和长石等伴生资源的综合利用,降低固废排放。     

某金铁氧化矿中矿泥对氰化浸出影响的研究

考察了高岭土、绿泥石、白云石和褐铁矿4种常见易泥化矿物对氰化浸出过程的影响,发现褐铁矿和白云石在细磨时形成的次生矿泥比原生矿泥具有更强的吸附已溶金能力,使浸出率降低。研究了原矿经粗磨-磁选后易泥化矿物的分布,对云南某金铁氧化矿采用"粗磨-分类磁选-分组氰化浸出"的新工艺,有效减少了次生矿泥的生成,与"细磨-氰化浸出-磁选"的传统工艺相比,金浸出率由85.26%提高到93.05%,铁精矿回收率由41.20%提高到70.86%。