高硅低品位氧化锌矿的酸浸动力学

针对高硅天然氧化锌矿常规处理时存在的矿浆难压滤、液固比过小、Zn 浸出回收率低等问题, 试验探讨了酸度、加酸方式、固液比、粒度及温度因素对锌浸出率的影响。结果表明: 固液比1∶6时, 0.15～0.212 mm粒级在常温下与浓度为8%的H₂SO₄反应120 min, 锌的浸出率可达96.07%。升高温度, Zn的浸出率可提高至99.02%。浸出过程可用收缩未反应核模型来解释, 即浸出率与动力学方程1-(1-α)^1/3～ k·t 相吻合。浸出动力学显示反应过程中可通过控制矿物表层的扩散来控制反应过程的速率。活化能是控制扩散过程的特征, 其值约为6.385 kJ/mol。     

多孔陶瓷材料的应用及发展前景

简述了多孔陶瓷材料的成孔方法, 并概述了多孔陶瓷材料在矿山、冶金、能源、环保、食品和生物医药行业的应用及发展前景。     

组合抑制剂石灰和腐植酸钠在锌砷混合精矿浮选分离中对毒砂的选择性抑制机理

采用石灰和腐植酸钠作为经硫酸铜活化和丁黄药捕收后毒砂的组合抑制剂.纯矿物浮选试验表明,组合抑制剂石灰和腐植酸钠能选择性地抑制毒砂.实验室小型闭路试验结果表明,石灰和腐植酸钠的协同抑制作用能较好地实现闪锌矿和毒砂的浮选分离,得到锌精矿中锌品位为51.21％、锌回收率为92.21％的良好指标.通过接触角测试、吸附量测试和X...     

福建洪田复杂银矿的浮选与浸出工艺研究

以福建洪田银矿为研究对象,针对该矿矿石性质,进行了较系统的实验小型可选性研究,采用了先混合浮选含银硫化矿物,然后,再细磨浸出的浮选－浸出联合流程。试验研究获得：浮选精矿银品位10500g/t、银的回收率达到69．02％。浮选精矿再磨－浸出后银的浸出率达90％的指标。该工艺具有流程简单、易于操作、生产成本及能耗低等优点,为现场生产提供了可靠的依据。     

热酸浸出锌浸渣中镓锗的研究

研究了锌浸渣热酸浸出过程的工艺条件,分析了浸出热力学和动力学机理,并用于指导回收稀有金属镓和锗。实验结果表明,锌浸渣中镓和锗浸出的最佳工艺条件为:硫酸初始质量浓度为188 g/L,反应温度为95℃,反应时间为3 h,液固比为5∶1,搅拌速度为300 r/min,该条件下多组综合实验的酸浸出液中Ga和Ge的浸出率均高于86%和62%。锌浸渣中金属镓锗的浸出过程在动力学上属于"未反应核减缩"模型,浸出过程主要受反应温度、始酸浓度、反应时间的影响,反应由界面化学反应控制。     

黑龙江铁力铜铅锌硫化矿铜铅浮选分离试验研究

对黑龙江铁力铜铅锌硫化矿进行了浮选试验研究。采用铜铅混浮-铜铅分离-混浮尾矿选锌的工艺流程, 并采用CMC+亚硫酸钠组合抑制剂, 实现了铜铅分离, 闭路试验获取得了铜精矿品位20.25%、回收率60.52%, 铅精矿品位55.25%、回收率7007%, 锌精矿锌品位46.35%、回收率86.73%的指标。     

pH对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿生物氧化的影响

以载金黄铁矿为研究对象,研究pH值对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿的影响.载金黄铁矿生物氧化过程中由于载金黄铁矿氧化溶解产酸使生物氧化体系不断下降,经过5 d搅拌氧化pH值已降至0.9左右,低于中度嗜热菌的最适生长pH值,抑制微生物的生长和载金黄铁矿生物氧化.控制生物氧化体系的pH值至1.2和1.6使铁离子浓度从13.08 g/L增大至15.75 g/L和13.58 g/L, 控制载金黄铁矿生物氧化体系pH值至1.2显著促进载金黄铁矿生物氧化.XRD分析结果表明:中度嗜热菌氧化载金黄铁矿过程中不生成黄钾铁矾和单质硫等产物.      

贫硫低品位难处理含金尾矿选矿试验研究

针对江西某贫硫低品位难处理金尾矿开展了选矿试验研究。结果表明: 磨矿细度为-0.038 mm粒级占55.43%, 采用Na₂CO₃作pH调整剂和分散剂、水玻璃作脉石抑制剂、硫酸铜作载金矿物活化剂、MA黄药和巯基苯骈噻唑(MBT)作组合捕收剂, 经一粗一精二扫闭路浮选, 可得到金品位19.87 g/t、回收率60.61%的金精矿。     

光谱电化学研究乙硫氮与脆硫锑铅矿的作用机制

采用光谱分析及恒电位阶跃法,研究了乙硫氮在脆硫锑铅矿表面吸附的光谱电化学行为及作用机理。结果表明其作用机制与混合电位模型存在一些差异。乙硫氮（D^-）在脆硫锑铅矿表面不仅能化学吸附,而且能形成PbD2;溶液中过量的乙硫氮被催化氧化成双乙硫氮分子（D2）,并物理吸附在矿物表面;当pH为6．86时,在实验的电位区间内,乙硫氮都使脆硫锑铅矿的界面电容降低,极化电阻增大,在-78—400mV电位区间,电阻明显增大;物理吸附的双乙硫氮分子D2和体相沉积的PbD2在矿物表面的附着能力差。     

硫化矿物的浮选电化学与浮选行为

研究黄铜矿、黄铁矿、方铅矿等矿物在有/无捕收剂两种情况下的浮选行为,考察浮选与矿浆电位的关系。结果表明:当pH值分别小于4.0时,黄铜矿无捕收剂浮选的电位区间为0~0.9 V;当pH值为4.0或11.0时,矿浆电位大于0.85 V以后,黄铁矿的浮选回收率低于20%;当pH值为11.0时,黄铜矿无捕收剂浮选的矿浆电位区间为0.35~0.85 V。当pH值为10.0、丁黄药浓度为5×10-5 mol/L时,方铅矿浮选的矿浆电位为0.45~0.55 V,而黄铜矿在0.45~0.80 V的电位区间具有良好的浮选性能;对闪锌矿而言,当pH值为9.0时,矿浆电位在-0.40~0.80 V区间都不具有良好的可浮性。在浮选体系中,黄铜矿表面氧化会产生元素S0,当矿浆电位从-0.2V增大至0.6 V,黄铜矿表面氧化产生的元素S的数量逐渐增大,黄铜矿的无捕收剂浮选性能越来越好。从南京和青海2个铅锌矿山的应用情况来看,采用电位调控浮选技术可以大幅度缩短铅矿石的浮选时间,减少浮选机数量。例如在南京某铅锌矿,由于采用电位调控浮选技术,原来2个系列每天处理900 t矿石,现在采用一个系列即可处理。