吸波矿物含量对微波照射矿石效果的影响

基于电磁热力多物理场耦合,采用fish语言编写耦合程序将有限元和离散元相结合,建立了多颗粒黄铁矿矿石数值计算模型,对微波照射下不同黄铁矿含量的矿石的内部电场和功率密度,温度,裂纹的萌生和发展以及矿石块体的强度变化四个方面进行了研究。结果显示,不同黄铁矿含量的矿石由上至下内部电场强度和功率密度逐渐增大、温度逐渐升高,裂纹由下部萌生并向上部发展,强度随黄铁矿含量的增加而降低;黄铁矿含量越大,其最大电场强度和最大功率密度越小、最高温度越低、裂纹的数量越多、强度变化幅度越小;黄铁矿含量过少或过多均可使矿石升温速率放缓;黄铁矿含量为3%、5%、8%和10%的矿石最佳照射时间为30s,黄铁矿含量为12%和15%的矿石最佳照射时间为20s。     

膜技术处理金矿氰化浸出溶液的应用

综述了处理金矿氰化浸出溶液的技术研究现状，分析现有技术的优缺点，介绍了电渗析法和液膜分离法在处理金矿氰化浸出溶液的应用情况，对该领域的发展现状及目前面临的主要问题作了简要的概述，并对未来的研究趋势进行了展望。     

泥矿和高品位精矿搅拌浸出工艺研究

对堆浸前矿石的破碎分级中的泥矿和高品位精矿进行了搅拌浸出工艺的实验室试验研究和现场验证试验。泥矿酸法搅拌浸出铀浸出率达到96%以上。高品位矿石碳酸盐含量高,酸法浸出铀浸出率可达99%以上,但是酸耗高;而碱法浸出高品位矿石时,在常温条件下浸出率不到70%,提高浸出温度可显著提高浸出率。使用压滤机进行固液分离是可行的,其矿石处理能力可达到155 kg/(m2.d),洗涤效率达99%以上。     

微波照射下层理矿石破碎的能耗与粒度研究

在矿山的矿石破碎过程中,存在着能耗巨大的弊端,严重阻碍了企业的绿色发展。利用落锤冲击破碎试验,结合微波加热技术,针对含层理面的矿石试件进行冲击破碎试验,并基于岩石剪切破坏角的Coulomb准则,对未经微波照射与经微波照射下,含不同层理倾角矿石的吸收能及碎屑块度分布情况进行了研究。研究表明,随着层理倾角的增大,矿石吸收能呈先降低后增大的趋势,当倾角为90°时,吸收能存在最小值;经微波加热处理后的矿石吸收能E_(WJL)低于未经微波处理的矿石吸收能E_(JL),且在10°～20°时,E_(JL)-E_(WJL)值最大。随着层理倾角的增大,矿石破碎后的平均块度呈逐渐减小趋势,破碎程度加重;经微波预处理后,矿石的平均块度显著降低,破碎程度最高;因冲击破碎后的碎屑尺寸影响,矿石的平均块度与分形维数相关性较弱。研究成果对于矿石破碎中的能耗控制具有一定参考价值。     

Bioleaching of a low-grade copper ore,linking leach chemistry and microbiology

Three largely-independent studies were undertaken on the same heap leach system during the period of transition from processing oxidised ores to sulfide ores: monitoring of heap solutions for microorganisms, analysis of samples from a spent heap, and column tests. Microbial cell numbers and diversity were monitored in process water samples from the transition heap over a four-year period. Cell numbers remained low throughout, 1–30 × 10⁴ cells mL⁻¹, possibly reflecting growth inhibition by the high element concentrations in process water. High iron, magnesium and aluminium concentrations in spent heap pregnant leach solution (PLS) are attributed to siderite and clinochlore dissolution and would be expected to impact on microbial growth. Planktonic cell numbers in a column leachate declined rapidly by two orders of magnitude when concentrations of ferric ion and sulfate exceeded 30 and 75 g L⁻¹, respectively. Nevertheless, a variety of bacterial strains closely related to Acidithiobacillus (At.) ferrooxidans, At. caldus, Leptospirillum (L.) ferriphilum, Acidimicrobium (Am.) ferrooxidans, Acidiphilium (Ap.) cryptum, an Alicyclobacillus-related strain and Sulfobacillus (S.) thermosulfidooxidans, and the archaeon Ferroplasma (F.) acidiphilum were isolated, mainly from the more acidic intermediate leach solutions (ILS). Overall, the results obtained from the use of culture-dependent and culture-independent methods of community analysis were complementary and consistent. The majority of identified genera and species were present in both the process water samples from the operating heap and the solutions and ore samples from the spent heap. In the spent heap, distinct populations dominated different sample types. Leptospirillum- and Acidithiobacillus-like strains dominated PLS samples and Leptospirillum also dominated seven of eight spent ore samples and all of the heap sediment samples, making it the primary iron(II) oxidising species.     

Recovery of zinc from an industrial zinc leach residue by solvent extraction using D2EHPA

A hydrometallurgical treatment involving solvent extraction of zinc using di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA) has been investigated to recover zinc from an industrial leach residue. The residue was leached with sulfuric acid producing leach liquor which was subjected to solvent extraction for enrichment of zinc and removal of impurities. Operating variables, such as pH, D2EHPA concentration, temperature, aqueous/organic (A/O) phase ratio, tri-butyl phosphate (TBP) concentration and sodium sulfate (Na₂SO₄) concentration in aqueous phase were studied. Practically, all zinc was extracted from the aqueous solution at pH 2.5 with 20% w/w D2EHPA in kerosene. Increasing either TBP concentration up to 5%, or Na₂SO₄ concentration up to 0.2 M, increased the zinc extraction. Zinc could be extracted at one theoretical stage at A/O of 1/1, as calculated by McCabe–Thiele method.     

多金属铜锌矿铜精矿降锌工业试验应用研究

云南某多金属低品位铜锌矿采用部分混合浮选工艺,在生产中存在铜锌浮选分离效率低、铜精矿含锌高的突出问题。原矿工艺矿物学研究分析知原矿中铜、锌矿物单体解离度较高,原现场捕收剂对铜矿物选择性较差,导致铜精矿中锌含量高。实验室试验采用新型铜捕收剂OL-IIA替换现场原铜组合捕收剂,取得显著效果后推广到工业试验。工业试验结果表明,新药剂制度下铜精矿品位16.48%、铜的回收率45.81%,精矿含锌6.95%。原药剂制度下铜精矿品位15.80%、铜的回收率42.61%,精矿含锌11.04%。相比而言,新药剂条件下铜回收率提高了3.20%,铜精矿含锌相比原药剂降低了4.09%、银含量增加了32.33%。流程考查及产品分析可知新捕收剂OL-IIA可扩大铜矿物和锌矿物的润湿性差异,提高了铜精矿品位,有效降低了铜精矿中锌的含量,最终实现了铜锌的精确分选、高效回收。     

氧化锌矿处理方法现状

在湿法炼锌系统中,大量的氟氯离子不仅阻碍电解工序的顺利进行,同时也加速了设备的腐蚀。本文采用碱洗工艺脱除多膛炉高氟氯氧化锌烟灰中的氟、氯,研究了碳酸钠浓度、碱洗温度、碱洗时间、液固比、氢氧化钠浓度对氟氯脱除率及锌损失率的影响。结果表明,在碳酸钠浓度为150 g/L,碱洗时间为2 h,反应温度80℃,矿浆液固比5∶1,氢氧化钠浓度为40 g/L的条件下,复合碱液对多膛炉氧化锌氟氯的脱除率较佳,分别为85.01%、93.57%,锌的损失率为2.67%。     

氧化锌矿处理方法现状

阐述了酸法、碱法两大类处理氧化锌矿的方法,酸法如溶剂萃取法、氧压酸浸法、堆浸法及浓硫酸焙烧法等,碱法如机械活法-碱法浸出、氨电积法、硫酸铵焙烧法及碱焙烧法等,其他方法如硫化浮选法和真空碳热还原法等方法。概述了各方法的锌冶炼原理,指出了各方法的优缺点。     

硅酸盐矿石资源中铷的提取工艺综述

近年来,随着新型能源等领域的需求,铷矿石的开发利用得到快速发展。铷矿石主要赋存于花岗伟晶岩、光卤石和钾盐矿床中,目前大部分铷从花岗伟晶岩中提取,其资源特点为规模大,品位低,载体矿物主要为锂云母、铁锂云母、铯榴石和钾长石。本文对硅酸盐矿石资源中铷的提取工艺进行了较为系统地归纳总结。铷矿石的提取工艺主要为酸法、碱法和盐焙烧水浸法。酸法提取效率高但浸出成分复杂,后续分离难度大;碱法工艺成熟,铷提取率高,但渣量大且成本高;盐焙烧水浸法回收效率高,渣量少,但产生有害气体污染环境,而且产生的气体易腐蚀设备。要解决铷矿石开发利用过程中资源利用率低、渣量大、环境污染重的现实,大宗组元铝、钾的协同提取及产品化是工艺开发中的重点发展方向。     

基于有限元—离散元耦合矿石强度在微波照射下变化规律研究

针对以往研究中有限元无法模拟裂纹开展以及离散元无法考虑试块中微波不均匀性的问题,采用有限元-离散元耦合方法模拟微波弱化矿物的过程,监测模型中强度、温度、裂纹变化情况,根据强度变化分析黄铁矿粒径、含量及微波功率对强度弱化效果的影响。结果显示,微波可以有效降低矿物强度;黄铁矿粒径、含量对微波弱化矿物效果的影响不大,微波功率对弱化效果有着重要影响;矿物强度降低主要发生在一段时间内。结果表明：有限元-离散元耦合方法可以更加准确地描述微波辅助矿物解离;微波辅助矿物解离可以用于含不同粒径、不同含量黄铁矿的矿物解离,提高微波功率、选择合适的照射时间可以有效提高能量利用效率。     

软锰矿的微波干燥特性研究

微波加热技术作为一种新型的干燥技术,在矿物干燥领域具有广泛的应用。本论文以广西大新县软锰矿作为微波干燥的研究对象,以微波加热作为干燥热源,分别在不同的软锰矿初始含水率、软锰矿质量、微波功率条件下进行了软锰矿的微波干燥实验,研究实验因素对软锰矿微波干燥速率等的影响规律,并以此研发出微波干燥软锰矿新工艺,并为微波干燥软锰矿的工业应用提供理论基础和实验数据。     

多羧基有机大分子抑制剂在赤铁矿反浮选脱硅中的应用

本文考察了HAPMA和ASPMA两种新型多羧基有机大分子抑制剂对赤铁矿和石英浮选行为的影响,同时考察了其对人工混合矿浮选分离的影响。研究发现当pH大于9时,80 mg/L的HAPMA和ASPMA均能够有效的选择性抑制赤铁矿纯矿物,且对石英纯矿物可浮性的影响不大;在pH 11时,60 mg/L的HAPMA和ASPMA即可实现人工混合矿的浮选分离,铁精矿Fe品位分别为58.25%和61.76%、回收率分别为90.8%和81.4%。基团电负性计算和Zeta电位测试结果证实HAPMA和ASPMA能够与赤铁矿作用并吸附于赤铁矿表面从而起到抑制赤铁矿的目的。     

曼家寨锌矿体储量基于克里格法的计算

阐述了应用克里格法建立了曼家寨锌矿体的品位模型,并进行了储量计算.用该计算结果与传统方法的计算结果进行对比,证明了该方法的准确性.     

提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究

为提锂铷冶金尾渣制备硅肥试验研究表明:提锂铷尾渣采用配碱高温改性制备硅肥,有效硅活化效果良好。提锂铷尾渣制备硅肥优化的硅肥改性参数为:碱配比10%,焙烧温度850~950℃,焙烧时间60~90min,改性硅肥有效硅可达20%以上。合成浸渣硅肥满足国家标准硅肥(NY/T 797-2004)的各项指标要求。锂铷矿石资源有望实现全相回收。     

新型抑制剂在稀土尾矿综合回收萤石重晶石中的应用

四川某稀土矿山选厂尾矿含泥量大,萤石、重晶石品位均很低,重晶石矿物粒度较细,难以综合回收利用。采用自主研发的抑制剂SDN作为重晶石抑制剂,经混合浮选-萤石重晶石分离工艺选别,可得到Ca F2品位为97.28%、回收率为80.33%的萤石精矿和Ba SO4品位为90.45%、回收率为75.98%的重晶石精矿。新型抑制剂SDN为离子型小分子药剂,不仅能有效抑制重晶石,实现萤石与重晶石高效分离,还能有效避免絮凝现象导致的回水黏度越来越大,有利于生产顺利进行。     

Microwave carbothermic reduction roasting of a low grade nickeliferous silicate laterite ore

The known resources of nickel sulphide ores are quickly diminishing and in order to satisfy future nickel demands, nickel laterite deposits are being investigated as an alternative. Currently, expensive leaching and smelting processes are used to process the nickel laterite ores. The objective of the present research was to produce a high grade nickel concentrate via microwave carbothermic reduction roasting followed by magnetic separation. A thermodynamic model was developed for the roasting process in order to determine the optimum experimental conditions. The experimental variables investigated were: microwave energy and argon shrouding for the reduction tests and the magnetic field strength for the concentration stage. The behaviours of nickel and cobalt were studied in the reduction and magnetic separation processes. By optimizing the reducing and magnetic separation conditions, a high grade concentrate containing 9.2% nickel with a nickel recovery of 88.8% was achieved.     

氧化锌矿硫化-胺法浮选机理

概述了硫化—胺法的浮选机理,指出氧化锌矿硫化浮选的最佳pH值为7～12.氧化锌矿经硫化后,形成与硫化矿近似的矿物表面,用黄药或胺类捕收剂可得到有效捕收.     

低品位氧化锌矿硫化转化—浮选工艺回收铅锌

以云南某地区的砂岩和灰岩按1.5∶1配成的混合矿为研究对象,分别考察无硫化混合矿样和在固定硫化时间180min、矿物粒度-0.074mm占87%以上、液固比1.2∶1、硫磺量为原料量的5.5%的条件下,硫化转化温度分别为155、165、175、185、195、215、225℃时所得硫化产物的浮选效果。结果表明,硫化产物比无硫化的氧化锌矿的浮选效果好;无硫化的氧化锌矿直接浮选时,铅、锌的回收率分别为33.58%、35.77%,而当硫化转化温度为225℃时,铅、锌的回收率较高,分别为95.77%、93.52%。     

对应分析法在地浸铀矿山水质评价中的应用

根据新疆某地浸矿山12个不同时期的水质监测数据,运用对应分析法对地浸铀矿山水质污染状况进行综合评价.研究地下水水样中8种化学成分之间的相关关系,从中提取2个主因子进行分析计算,结果表明污染较严重的因子有Ca2+、SO24和Eh等.分析结果从整体上认识和评价该地浸矿山水质的污染现状,为保护该矿山地下水资源提供基础理论依据.