某钒钛磁铁精矿深度还原-磁选试验研究

以河北承德某铁品位为61.08%,TiO2品位为7.66%的钒钛磁铁精矿为研究对象,进行了钒钛磁铁精矿深度还原-磁选试验研究。考察了还原温度、还原时间、C/O摩尔比、CaCO3添加量对还原产物和分选指标的影响。在还原温度为1350℃、还原时间120min、C/O摩尔比2.5、CaCO3添加量为16%、磁选场强为85mT的条件下,可以得到全铁品位为87.19%、铁回收率为82.62%的磁性产品和TiO2品位18.76%、TiO2回收率为79.40%非磁性产品。由还原产物的金属化率与XRD分析得知,钛磁铁矿向铁氧化物、钛氧化物和金属铁的转化较难发生,适当增加CaCO3的用量,能促进钛磁铁矿向CaTiO3、铁氧化物和金属铁的转化。      

高炉瓦斯灰泥铅锌铁综合利用磁化焙烧条件研究

为了确定新钢高炉瓦斯灰泥中铅锌铁回收的焙烧工艺条件,进行了磁化焙烧温度、焙烧时间、无烟煤用量和料层厚度条件试验,并在条件试验确定的参数基础上进行了组合微调优化。结果表明,在焙烧温度为1 120 ℃、焙烧时间为3.5 h、无烟煤用量为25%、料层厚度为35 mm情况下,铅、锌回收率分别超过86%和93%,磁选铁精矿铁品位超过63%、铅锌总含量不超过0.4%、铁回收率超过81%,达到了国家“863”任务书规定的各项技术指标要求。     

广东某复杂铜铅锌矿浮选试验研究

广东某复杂铜铅锌矿石中的矿物嵌布粒度较细且相互包裹,导致现场铜、铅、锌浮选分离困难,为解决此问题进行了选矿试验研究。结果表明：在选铜时,选用FK 1与DS组合抑制铅锌,可有效解决精矿的互含问题;在高碱工艺下,采用先铜后锌的优先浮选工艺,铜铅粗泡再磨后经2次精选,能获得铜品位为2110%、回收率为8088%的铜精矿,铅锌总含量为1023%,达到铜精矿四级品要求;采用1粗2精2扫流程处理选铜尾矿,获得了锌品位为5217%、回收率为9278%的锌精矿。试验所用药剂全部为常规药剂,试验流程结构简单,现场实施比较容易,可作为现场改造的依据。     

介孔分子硅剂改善茶浓缩膜结构特性应用研究

为有效提高功能性茶浓缩反渗透膜的回收效率和抗污性能,探究了3种介孔分子硅材料(MCM-41、SBA-15和MCFs)对浓缩膜面聚酰胺层聚合形成过程的结构影响。结果表明,添加质量分数0.02%经磺化预处理的MCM-41于间苯二胺水相可接枝酰氯基团,形成的聚酰胺结构层峰谷粗糙跨度仅为220 nm且交联紧致,膜抗拉伸强度增加37.8%;SBA-15和MCFs相膜面峰谷跨度达500~780 nm,横向褶皱和团聚,结构存在孔道塌陷;改性膜在3 h内对茶多酚、茶多糖、茶蛋白即可达到最大浓缩度,减少50%浓缩时间;MCM-41和SBA-15膜长时间运行的浓缩降率仅为2.8%~6.1%,48 h下降率比显示改性膜达标使用时长增加112.5%~137.5%,亲水性和抗污堵能力均大幅提升,可有效满足功能化茶浓缩精度。     

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO₂和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题, 以柿竹园铋精矿为原料, 提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺, 研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g_铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160 ℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下, 铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%, 铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣, 实现了铜、硫与铋的高效分离。     

X射线荧光光谱在铜矿石分析中的应用文献评介

作者收集了我国用X射线荧光光谱(XRF)分析技术进行铜矿石(含铜精矿)分析的文献共计51篇,其中野外现场分析文献21篇,实验室内分析文献30篇。实验室内方法文献包括熔融制样法12篇,粉末压片制样的15篇,其他方法3篇。文章用列表方式对文献要点进行了介绍,对其中的多元素分析方法文献进行了重点评介,也特别讨论了X射线荧光光谱分析的技术条件、制样方法选取、标准物质与标准方法等问题。文献表明:XRF已成为铜矿石主次痕量分析最强有力的技术方法之一,并随着社会对环境需求的增长,直接粉末压片制样的XRF方法必将具有更广阔的发展前景。全篇引文89篇。     

超声提取-离子色谱法测定银精矿中水溶性氟

银精矿中水溶性氟会随雨水的冲刷进入生物圈,直接对土壤、水体、大气、人类健康产生危害。实验提出超声提取-离子色谱法测定银精矿中水溶性氟,为银精矿中水溶性氟的检测及后续环境影响评估提供重要的技术支撑。称取0.2g样品(过150目筛),加入30mL水,在40℃时超声提取20min后,使用阴离子交换柱进行分离,使用碳酸钠-碳酸氢钠混合溶液作为淋洗液进行淋洗,洗脱时间为25min,通过电导检测器进行F^-检测。F^-质量浓度在0.5~10mg/L范围内与对应的峰面积呈线性关系,校准曲线线性相关系数为0.9998;方法检出限为0.062mg/L,测定下限为0.21mg/L。按照实验方法测定两个银精矿中水溶性氟,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=6)为3.8%和4.3%;加标回收率为92%~102%。     

Decomposition process of bastnaesite concentrate in NaOH-CaO-H_2O system

A novel process of calcification-leaching for bastnaesite concentrate(REFCO_3) was proposed. The prior calcification was carried out in the system of NaOH-CaO-H_2O and the lgC-pH pattern for Ce-F-Ca-C-H_2O system was drawn. The thermodynamics result indicates that decomposition for bastnaesite requires certain alkaline condition, but excessive alkalinity also causes decomposition of CaF_2. XRD and SEM-EDS analyses on the calcification-leaching process reveal that bastnaesite first decomposes into RE(OH)_3 and CaF_2. Then, by HCl leaching rare earths were extracted,while CaF_2 was left in the leaching residue. In addition, effects of temperature, time, NaOH and CaO on the calcification were investigated. The results show that the leaching rate of rare earths(REs)reaches 72.5 wt%, at the same time 99.2 wt% of F is left in leaching residue with 20 wt% NaOH and 38 wt% CaO at 493 K for 180 min.     

配加蒙古精矿对球团矿性能的影响

对蒙古精矿在包钢624 m2带式球团的合理利用进行了全面研究。研究表明,随着蒙古精矿配比增加,球团矿品位提高,还原膨胀率增加,当配比小于20%时,还原膨胀率小于20.0%,主要是由于还原后球团矿矿物组成中析出大量金属铁,在浮氏体(FexO)转变为铁的阶段,铁晶粒自浮士体表面向外长出晶须,晶须的生长让晶粒产生位移或晶粒开裂,导致球团结构疏松发生膨胀。通过添加适量矽石,可显著降低球团还原膨胀率,当配加30%～50%的蒙古精矿时,可通过添加1.0%～2.0%的矽石,将球团还原膨胀率降低至20%以内,球团矿质量满足高炉冶炼生产要求。     

低品位钼精矿热压碱浸—浮选工艺回收钼试验

针对非标钼精矿,利用热压碱浸过程中硫剧烈氧化释放热量进行自热反应,在碱用量为钼精矿质量的1.2%、液固比7、搅拌强度750r/min、充氧气、总压1.6MPa、温度160℃条件下浸出2h,钼浸出率为96.94%,氧化渣含钼可降到5%左右。自热氧化渣经一次粗选一次扫选两次精选后,可获得产率15.30%、钼品位36.30%、回收率89.18%的钼精矿,浮选尾矿钼品位可降到0.40%。氧化渣浮选精矿按50%比例返回自热浸出,钼浸出率可达96.17%。自热浸出—浮选联合工艺可将钼精矿中钼的回收率提高到99.48%以上。