某菱铁矿直接还原焙烧磁选工艺研究

在分析了嘉峪关某菱铁矿矿石性质的基础上,进行了直接还原焙烧-磁选工艺处理该菱铁矿石的研究,分别对焙烧温度、煤用量、助熔剂用量、焙烧时间、磨矿细度等条件进行了研究,确定了直接还原焙烧的最佳条件,可得到铁品位94.70%、回收率90.28%的还原铁产品。     

高镍锍磨选镍精矿的性质与微细粒一次合金的回收研究

随着某高镍锍中一次合金的粒度逐渐变细,大量的微细粒一次合金基本解离后进入了分级溢流,并在浮选分离铜镍过程中富集于二次镍精矿,导致原从二段分级返砂中弱磁选回收一次合金的工艺越来越不适应新的情况。要实现高镍锍中一次合金的充分回收,就必须对二次镍精矿中的细粒一次合金进行回收。在对二次镍精矿性质分析的基础上进行了弱磁选工艺条件研究。结果表明:(1)该二次镍精矿中的主要元素为Ni,其他有价元素为Cu、Co、Pt、Pd、Au等,主要矿物为硫镍矿、斑铜矿、铜铁镍合金;Pt、Pd、Au等贵金属绝大部分富集在铜铁镍合金中;各主要矿物的粒度均较细,硫镍矿的单体解离度最高,斑铜矿次之,铜铁镍合金的单体解离度为35.23%,54.26%与硫镍矿连生;(2)采用JCTN型永磁筒式磁选机,在不磨矿、磁场强度为320 k A/m、漂洗水量5 m3/h、漂洗水道数为6道、磁滚筒筒表转速为1 m/s情况下进行1次弱磁选,可获得S含量为14.76%,Pt、Pd、Au回收率分别为85.21%、75.74%、76.05%的一次合金;(3)对二次镍精矿中微细粒一次合金进行回收,也是对嵌布其中的贵金属的回收,可为企业创造显著的经济效益。     

城市再生水中病毒对浮选过程的影响规律

为探讨城市再生水回用于浮选工艺的安全性,以再生水模拟浮选试验和实施吸附、解吸试验分析,研究了城市再生水中病毒在浮选过程中的迁移规律。结果表明:再生水中的病毒能够快速被矿物颗粒吸附,尾矿废水继续回用于浮选流程是安全的,但精矿、中矿、尾矿中吸附了大量的病毒,在特定暴露水平下会对从业人员构成健康风险;矿物颗粒对病毒的不可逆吸附或者灭活是影响再生水中病毒在浮选过程迁移的主要因素,随着pH值升高,病毒-矿物颗粒体系作用能障增大,对病毒的吸附呈下降趋势,矿物颗粒对噬菌体MS2的吸附率低于ΦΧ174,矿物颗粒粒径的减小明显提高了矿物颗粒对病毒的吸附。     

城市再生水中大肠杆菌在浮选过程中迁移规律

通过再生水模拟浮选试验和吸附、解吸附试验分析研究了城市再生水中大肠杆菌在浮选过程中的迁移规律.研究结果表明:再生水中大肠杆菌能够快速被矿物颗粒吸附,尾矿废水继续回用于浮选流程是安全的,但精矿、中矿、尾矿中吸附了大量的大肠杆菌,在特定暴露水平下会对从业人员构成健康风险;矿物颗粒对大肠杆菌的吸附是影响再生水中大肠杆菌在浮选过程迁移的主要因素;随着大肠杆菌浓度的升高,大肠杆菌衰减率、吸附速率随之下降;矿物颗粒对大肠杆菌的吸附对pH变化敏感,随着pH升高,矿物颗粒对大肠杆菌的吸附呈下降趋势,捕收剂煤油、Pj053和调整剂CaO的加入会明显提高矿物颗粒对大肠杆菌的吸附.      

载金硫化物焙烧-自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.      

提高某高镍锍中一次合金回收效果的研究

某高镍锍磨选车间因一次合金回收工艺合理性问题及设备的工作状况问题，一次合金回收效果很不理想，不仅严重影响后续贵金属的回收效果，而且对一次合金的后续冶炼造成不良影响。为确定合理的工艺改造方案，在对一次合金高度富集的二段分级返砂进行工艺矿物学研究的基础上，进行了一次合金高效回收工艺研究。工艺矿物学研究表明：二段分级返砂中的主要矿物为硫镍矿、铜铁镍合金和斑铜矿；硫镍矿和斑铜矿的粒度主要为27~150 μm，铜铁镍合金的粒度粗大，70%以上大于75 μm；粗粒铜铁镍合金单体解离情况良好，细粒铜铁镍合金则主要与硫镍矿、斑铜矿等连生。实验室试验表明，采用筛出粗粒（+150 μm）合金-筛下再磨（-75 μm占70%）-弱磁选流程处理二段分级返砂，贵金属的综合回收率大幅度提高至95%以上。按试验确定的方案对现场工艺流程进行优化改造，最终产出的一次合金S综合含量为8.94%，Pt、Pd、Au总回收率分别为99.38%、94.07%、96.12%，明显优于改造前的生产指标。因此，该工艺是一次合金的高效回收工艺，较低的S含量为后续冶炼创造了良好的条件。     

石灰沉淀—浮选分离法回收废水中磷的研究

用模拟废水进行了石灰沉淀-浮选分离法回收废水中磷的研究。包括沉淀和浮选试验。沉淀试验的目的是确定用CaO调节pH值去除磷的最佳用量、氨氮和Mg^2＋的存在对磷沉淀效果的影响。通过添加CaO调节pH值沉淀废水中的磷，去除率可高达99．88％，再通过浮选的方法回收磷。浮选试验部分包括捕收剂种类、用量及调整pH值的试验，浮选的最佳条件是采用癸酸为捕收剂，浮出沉淀中磷的含量为11-16％、磷的浮选回收率为94．93％。     

谦比希铜矿中铜矿物的解离特性及其可浮性研究

矿物的单体解离是浮选分离的前提，查明矿石细度、目的矿物单体解离度和矿石可浮性三者之间的内在联系，可为浮选前物料的准备提供指导。为此，以赞比亚谦比希西矿体矿石为例，借助矿物解离分析系统（MLA），初步探讨了不同细度下有用矿物的解离特性与可浮性的关系。研究结果表明：谦比希铜矿中的主要铜矿物为黄铜矿，含量为5.32%，脉石矿物主要有正长石、石英和云母；原矿中黄铜矿属于以微细粒为主的不等粒嵌布，黄铜矿颗粒介于10~500 μm，且多数与长石和石英毗邻，部分细颗粒被包裹在粗颗粒的长石和云母中，仅有少量单体解离颗粒存在；将原矿磨至-74 μm占70%，黄铜矿的自由表面由60.88%升高至78.14%，单体解离颗粒含量由28.90%增加至54.24%，但连生体中铜矿物的分布规律没有改变；试验矿石浮选过程最有效的选别粒度为18~100 μm，粗颗粒中铜的损失是由于铜矿物单体解离度低，过细物料的损失则是因为物料可选性差。     

磁化浸金溶液提高某低品位金矿石滴淋堆浸效果研究

某低品位金矿金品位为0.65 g/t,滴淋堆浸浸出率较低。为考察磁化处理对该金矿石滴淋堆浸效果的影响,进行了磁化处理条件试验,考察了Ca2+、Mg2+及Na+等杂质离子浓度对溶液磁化前后表面张力的影响,探究了磁化浸金溶液对低品位金矿滴淋堆浸效果的影响及机理。结果表明：①磁化可以降低去离子水的表面张力,磁感应强度为1 T时适宜的磁化条件为磁化时间15 min、水流速度300 r/min,该条件下磁化后去离子水的磁化效果仅维持50 min。②溶液中Ca2+、Mg2+会使溶液的表面张力不同程度的增大,且表面张力随离子浓度的增大而增大,而磁化可以在一定程度上减弱或消除这类离子的影响;尽管Na+的存在也会降低溶液的表面张力,但溶液表面张力受Na+浓度的影响较小。③磁化后的氰化钠浸金液与矿石的接触角更小,磁化有利于氰化钠浸金液在矿石表面的铺展。④浸金液的磁化处理有利于提高矿石的金浸出率,金浸出率由58.04%提高至62.21%,增幅达4.17个百分点。     

赞比亚某难浸氧化铜矿石工艺矿物学研究

赞比亚某铜矿属于复杂难浸氧化铜矿,为充分了解该类矿石的性质,并为制定合理的选冶工艺提供基础资料,通过化学分析、X射线衍射分析、扫描电镜-能谱分析、工艺矿物学分析仪（BPMA）分析等多种测试方法对该氧化铜矿进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明,原矿中的铜主要分布在云母矿物中,分布率为68.63%。此外,还有少量铜分布在孔雀石、硅孔雀石、赤铜矿以及硫化矿如黄铜矿、辉铜矿、斑铜矿和铜蓝中。该矿属于高氧化率、高结合率难浸氧化铜矿,原矿中的含铜云母是现场需采取加温浸出工艺且造成能耗增加的主要因素,可以考虑采用有机阳离子插层或者超声波剥离等技术,以实现对当地氧化铜矿资源经济高效地利用。