基于Res-UNet算法的螺旋溜槽精矿带识别分割方法研究

螺旋溜槽在铁、锡、钛、钽铌等金属及硫、煤等非金属矿的选矿生产中获大量应用,但目前螺旋溜槽的精矿截取调节控制还是依赖于人工,急需开发一种精矿的自适应截取技术代替人工截取以提高螺旋溜槽的生产效率。而实现这一目标的首要任务就是需要解决依赖人工肉眼获取精矿带位置信息的问题,因此提出了一个改进的UNet网络模型Res50-UNet-FD。算法模型使用UNet模型为基础,将残差网络ResNet50代替UNet网络中编码部分的特征提取网络,解决了深层特征提取过程中特征梯度消失以及网络消失的问题,有效提升了螺旋溜槽精矿带特征信息提取的精度。同时,为了改进和优化螺旋溜槽精矿带图像样本数据难易不平衡的问题,利用FocalLoss和DiceLoss的混合损失函数代替原本的CELoss损失函数。经对比,本文算法优于VGG-UNet、Res34-UNet、DC-UNet网络模型,算法模型的mIOU、mPA、F1分数和精确度分别为0.9632、0.9869、0.9870、0.9907。在性能指标上,本文算法无论是mIOU、mPA还是F1分数,整体性能都比VGG-UNet、Res34-UNet、DC-UNet网络模型高,算法的整体性能稳定。本文算法实现了对螺旋溜槽精矿矿带的分割识别,分割精度可以满足生产中对螺旋溜槽精矿分带特征信息识别的需求,为实现螺旋溜槽精矿的自适应截取奠定基础。

流化床反应室内铁矿石的临界流化特性

U型反应室是悬浮焙烧装备的核心部件,明确其内物料的临界流化特性具有理论与实践意义.为此,自行搭建了冷态试验系统,并以赤铁矿粉、氧化铝粉为原料,研究了松动风量、物料性质对物料临界流化特性的影响规律,并对原有经验公式进行了修正.结果表明:临界流化气速随物料粒度、密度的增加而增加;在松动室床层为固定床的条件下,临界流化气速随松动风量的增大而减小;修正后的过程方程与试验数据吻合较好,可用于反应室内物料流化行为的预测.研究结果利于悬浮磁化焙烧技术实体化,对该技术工业应用具有一定的指导意义.

湖北某低品位铌钽矿选矿工艺试验研究

针对湖北某花岗伟晶岩型铌钽矿进行了选矿试验研究,确定了重磁粗选—粗精矿浮选—酸化焙烧、浸出—萃取、反萃—磁选尾矿浮选分离长石、石英的联合选矿工艺流程。试验获得的铌钽精矿产品中Nb2O5品位53.96%、Ta2O5品位21.33%,Nb2O5回收率63.48%、Ta2O5回收率53.05%。其中,在重磁粗选阶段通过粗磨分级—摇床工艺,考察了磨矿细度和磁场强度对铌钽预富集的影响,试验得到产率9.47%,可工业应用的一级绢云母产品;针对强磁精矿进行浮选,考察了捕收剂种类对浮选效果的影响,在苯乙烯膦酸与正辛醇用量比4︰1、药剂用量1500g/t的条件下进行两次精选,获得Nb2O5品位为10.578%、Ta2O5品位为4.753%的浮选精矿;在纯硫酸体系下对浮选精矿产品进行了酸化焙烧浸出试验研究,铌钽分解液在低酸条件下采用甲基异丁基甲酮(MIBK)萃取钽、在高酸条件下采用磷酸三丁酯(TBP)萃取铌,萃取液均采用纯水进行反萃,反萃后的铌、钽液用氨水沉淀后焙烧,得到高纯Nb2O5和Ta2O5产品;对磁选尾矿进行浮选获得可工业利用的长石精矿和石英精矿。试验对绝大部分有用矿物实现了富集,高效富集铌钽的同时实现了伴生矿物的综合回收。

四川某金矿石重选-浮选联合工艺技术

四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致。为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位、提高金总体回收率的目的;嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此,采用尼尔森重选—浮选联合工艺开展试验研究。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074mm占70%,重力倍数90G,液态化水量9L/min,该条件下可获得金品位67g/t、回收率80.72%的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为:活化剂硫酸铜用量100g/t,捕收剂丁基黄药∶丁铵黑药2∶1、用量为40g/t,起泡剂松醇油用量20g/t以及粗选时间为3min,该条件可获得金品位11.04g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“一粗二精二扫”浮选流程,进行重选—浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6g/t、回收率73.81%的重选金精矿和金品位63.1g/t、回收率24.25%的浮选金精矿,浮选金尾矿中金品位为0.09g/t、回收率为1.92%。

印尼某金矿选矿试验研究

高砷难处理金矿是目前重要的黄金来源之一,也是传统浮选法和浸出法面临的巨大挑战。印尼某金矿石含金14.6g/t、含砷1.82%,该矿石为典型的高砷微细粒型难处理金矿石,自然金多分布于毒砂和闪锌矿间隙,少量包裹于脉石矿物中。该矿石的分选难点在于原矿中毒砂含量高、自然金裸露程度低、粒级以细粒和微粒为主,分选的重点在于降低砷含量、分离自然金和硫化矿。由于毒砂中存在着高含量的砷,会对选别造成不利影响,采用传统浮选工艺或全泥氰化工艺选别该矿石回收率较低,还会导致大量的砷富集于金精矿中,影响后续的冶炼过程。本试验重点研究了浮选—浮选尾矿氰化浸出工艺和氧化预处理—氰化浸出工艺,在浮选—浮选尾矿氰化浸出工艺中,为了增加细菌氧化的效率,先通过浮选对原矿进行富集得到金精矿,再进行细菌氧化处理,该方法在一定程度上降低了砷含量,使金精矿中的砷由5.98%降低至1.68%;在氧化预处理—氰化浸出工艺中,采用过硫酸钾(K2S2O8)作为氧化剂来处理原矿,结果表明,过硫酸钾对于氧化分解矿石中的黄铁矿和毒砂有较好的效果,砷含量由1.82%降低至1.05%。综合考虑,最终确定过硫酸钾氧化预处理—氰化浸出工艺的效果更好,金的浸出率可达88.49%,金的总回收率为87.97%,尾矿中金含量降至1.01g/t,实现了矿石中金的高效回收。研究结果可为此类难处理金矿的综合利用和回收提供参考和借鉴。

中亚某难选含铜金矿选冶试验研究

采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。

基于检测球的球磨机磨矿介质的力学研究

以筒体直径为305mm、筒体长度为150mm的球磨机作为研究对象,利用检测球装置获取在60%、70%、80%转速率下磨矿介质的原始运动数据,并通过运用姿态角算法排除原始数据中的重力因素,以得出更接近真实运动数据进行研究。试验结果显示,当转速率为60%时,原始力平均值为1.717 N,其真实数据力平均值为1.990 N,平均角速度为530.1deg/s,标准差则为221.15;转速率提升至70%时,原始力平均值为1.796N,真实数据力平均值为2.079N,平均角速度为628.9deg/s,标准差为238.3;然而在80%的转速率下,原始力平均值则降至0.826N,真实数据力平均值则为1.377N,平均角速度为656.3deg/s,标准差为262.55。根据这些结果,得出以下结论:1)磨矿介质的真实数据力平均值比原始力平均值要大;2)随着球磨机转速的提升,磨矿介质受到的碰撞作用力呈现先增大后减小的变化趋势;3)随着球磨机转速的提升,检测球的角速度持续增大。因为角速度可能影响磨矿介质的研磨效果,说明在高转速率下,筒体对磨矿介质提供的能量更多,能够带来更佳的研磨效果;4)随着球磨机转速的提升,检测球的角速度标准差也在持续增大,说明在高转速率下,磨矿介质的动能波动范围更大,介质间的能量交换频率提高,能够更明显地发挥出磨矿介质的研磨作用。

难选褐铁矿流态化磁化焙烧—弱磁选工艺研究

某低品位复杂难选铁矿,铁主要以褐铁矿形式存在,褐铁矿与脉石矿物紧密共生,导致强磁选精矿铁品位偏低,难以获得合格铁精矿。通过试验发现,采用高梯度强磁选预富集—流态化磁化焙烧—弱磁选工艺可以高效利用该褐铁矿,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气氛和气量,以及焙烧产品磨矿细度、磁感应强度等参数对强磁精矿磁化焙烧指标的影响。同时,详细分析了焙烧前后试样中铁物相及嵌布特征的变化情况。结果表明,针对铁品位36.58%、粒度为-0.074 mm占83.73%的强磁精矿,在焙烧温度500℃、焙烧时间15 min、还原气体CO浓度20%、总气量600 mL/min,焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占90%、磁场强度0.15 T的试验条件下,采用流态化磁化焙烧—弱磁选工艺,最终获得了产率59.01%、铁品位58.69%和铁回收率85.89%的铁精矿。研究结果为该类难选铁矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。

铁矿石生物质流态化焙烧过程中物料临界流化特性研究

生物质流态化焙烧是一种处理难选铁矿石的清洁高效技术。然而,由于生物质与矿石密度差异较大,气固流化特性是生物质流态化焙烧的核心。针对生物质流态化焙烧的临界流化特性进行了研究,结果表明:颗粒临界流化风速随着秸秆颗粒粒度与矿石颗粒粒度的增大而增大,随着生物质质量分数增大而减小,而床层高度与床层面积对临界流化风速影响较小,建立了临界流化风速预测模型。研究结果对生物质流态化焙烧过程调控和新装备研发具有指导意义。

菱铁矿微波磁化焙烧磁选工艺及机理研究

菱铁矿是我国重要的铁矿资源,然而由于其铁品位低、矿物组成复杂,尚未得到大规模开发利用。提出采用微波磁化焙烧技术处理菱铁矿,考察了微波焙烧温度、微波焙烧时间、CO_(2)浓度、磨矿细度以及磁场强度对焙烧产品分选指标的影响规律,同时采用XRD、VSM、SEM-EDS等检测技术分析了微波磁化焙烧过程机理。结果表明:菱铁矿石微波磁化焙烧磁选适宜的工艺参数为焙烧温度650℃、焙烧时间10 min、CO_(2)浓度20%、磨矿细度-0.038 mm占85%、磁选场强136.19 kA/m,此时可获得铁精矿品位61.62%、回收率82.87%的技术指标;随着焙烧反应的进行,弱磁性的菱铁矿石逐渐转变为强磁性磁铁矿,焙烧后样品的磁性显著增强。在焙烧时间10 min时,焙烧产品最大比磁化系数为31.14×10^(-5) m^(3)/kg。焙烧过程中菱铁矿按照由颗粒边缘至内部的空间顺序转变为磁铁矿,且随着反应的进行,裂纹由外向内生成发育。研究结果为菱铁矿资源的高效利用提供了一种新思路。

国外某低品位贫硫型金矿选冶试验研究与工业应用

国外某低品位贫硫金矿石含金1.24 g/t,在对矿石性质进行详细研究的基础上,开展了全泥碳浸、浮选+氰化联合工艺、粗粒堆浸+细粒碳浸三个工艺方案的试验并进行了经济技术指标的对比,最终推荐采用全泥碳浸方案。针对该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下,采用全泥碳浸方案,氰化浸出48 h,金浸出率达到86.41%,浸渣金品位为0.17 g/t,吨矿氰化钠耗量为0.15 kg,实现了该低品位金矿的高效回收,并进行了工业化应用,生产指标与小试指标高度吻合。试验结果可作为该低品位贫硫金矿10000 t/d选冶厂的设计依据。推荐的工艺方案流程及药剂制度简单,数据重现性好,处理成本低且生产经济技术指标稳定,对相同或类似性质的低品位金矿石的开发利用具有一定的借鉴和参考作用。

锌浸出渣水浸预处理—分段硫化浮选回收银试验研究

湿法炼锌企业每年产生大量锌浸出渣,直接渣场堆放会导致严重的环境问题和矿产资源浪费。开展浸出渣中银经济高效回收工艺研究对最大程度提高资源利用率具有重大意义。某锌浸出渣中有价金属银嵌布粒度细、银赋存形态复杂且水溶锌含量高,为回收浸出渣中的有价金属银,降低水溶锌对含银矿物浮选的不利影响,开展水浸—分段硫化浮选回收银工艺研究。结果表明,水浸后锌浸出率达38.3%,银品位提升至205 g/t,水浸—浮选试验银精矿回收率相较于直接浮选可提高8个百分点,再通过快速浮选—两粗两精一扫的闭路浮选工艺获得银品位为4128.19 g/t、银回收率62.17%的银精矿1和银品位为1101.56 g/t、银回收率18.19%的银精矿2。XRD、EPMA及EDS分析结果表明,银精矿中银主要分布于石膏、硫酸铅、铁酸锌及闪锌矿等矿物中。

赤铁矿磁化焙烧过程中生物质热解气化特性研究

磁化焙烧工艺是处理复杂难选铁矿石有效的途径之一,但其生产过程中需要能源和还原剂,而生物质作为一种清洁能源,可热解出CO、CO_(2)、CH_(4)和H_(2),其中的CO、CH_(4)和H_(2)可在铁矿石磁化焙烧的过程中作为还原剂使用,实现清洁生产。以玉米秸秆和赤铁矿为原料,研究了在磁化焙烧过程中秸秆型生物质的热解气化特性。利用气体成分分析仪和TG-FTIR,分析了不同条件下秸秆的裂解产物。气体成分分析结果表明,在焙烧温度700℃、N_(2)流量300 mL/min和秸秆与赤铁矿质量配比1∶3的磁化焙烧条件下,CO_(x)的生成量达到了最大,为277.45 mL,此时秸秆热解效果最佳。TG-FTIR分析结果表明,赤铁矿的存在未改变秸秆热解产物的种类,但改变了产物的释放特性和生成量;在800℃以上的磁化焙烧过程中,DTG曲线出现了第二个失重峰,说明磁化焙烧过程中秸秆热解的反应速率大大加快。

黏土型锂矿氯化焙烧—酸浸提锂工艺试验研究

全球“碳中和”背景下,清洁能源的需求高涨,锂已成为战略资源。黏土型锂矿储量大且未大规模开发利用,未来将成为锂产品供应的重要来源。针对氧化锂含量为0.53%的黏土型锂矿,进行了氯化焙烧—酸浸试验研究。结果表明,在氯化钙用量18%、焦炭用量5%、焙烧温度800℃、焙烧60 min、10%硫酸浓度作浸出剂、液固比3:1、浸出时间120 min的条件下,获得了锂浸出率92.16%的技术指标。通过氯化焙烧,黏土型锂矿中的铝硅酸盐矿物转化为氯硅铝钙石,有利于锂的浸出;焙烧温度高于800℃时,氯硅铝钙石逐渐分解,硅灰石与硅酸铝钙生成,阻碍了锂的浸出。

刚果(金)某高钙镁铜钴矿的选冶联合试验研究

刚果(金)某高钙镁铜钴矿含有大量耗酸脉石,直接浸出时酸耗高,经济效益低。通过选冶联合试验研究,采用连续五次氧化矿粗选、粗精矿不再精选的流程获得产率为26.27%,铜、钴品位分别为6.45%、0.96%,铜、钴回收率分别为90.61%、89.07%的铜钴精矿。针对原矿和推荐浮选工艺获得的精矿进行浸出试验,并对两种工艺进行了技术经济指标对比,结果表明,相较于直接浸出工艺,采用选冶联合工艺,浸出酸耗降低了80.64%,综合药剂成本降低了58.16%,使经济效益得到大幅提升。

白云鄂博中贫氧化矿预富集—氢基矿相转化试验研究

针对传统磁化焙烧工艺碳排放量大、能耗高、效率低等问题,东北大学提出了复杂难选铁矿石氢基矿相转化新技术,该技术以氢气或富氢气体作为还原剂,使赤铁矿转化为磁铁矿。考察了还原温度、还原时间、H_(2)浓度对白云鄂博中贫氧化矿预富集—氢基矿相转化过程的影响规律。结果表明:预富集精矿在还原温度450℃、还原时间20 min、H_(2)浓度20%的还原条件下,经磁选可获得铁品位65.26%、回收率89.02%的选别指标。采用X射线衍射对物相转化规律分析结果表明,氢基矿相转化过程中,赤铁矿逐渐被还原为磁铁矿。采用VSM对产品磁性进行分析,发现反应过程中样品的磁性逐渐增强,在最佳还原时间20 min时样品的单位质量磁矩达到了23.53 A·m^(2)/kg,比磁化系数达到了0.191×10^(-3) m^(3)/kg。研究结果对采用氢基矿相转化技术开发难选铁矿资源具有借鉴意义。

白云鄂博氧化矿石深度还原-磁选试验研究

采用深度还原技术将白云鄂博氧化矿石转化为高金属化率的还原物料,然后再经选矿实现了铁、稀土、铌等元素的有效分离及富集.通过对还原温度、还原时间、配碳比等条件的优化,得到了铁金属化率94.48%的还原矿,经阶段磨矿—粗细分选流程的选别,可获得全铁品位为91.61%,金属化率为93.79%,铁回收率为93.23%的铁粉,该铁粉可作为炼钢的原料;尾矿中稀土品位12.25%,回收率98.73%,可作为分选稀土的原料.

铜尾渣深度还原回收铁工艺研究

为给含铁铜渣深度资源化利用提供技术依据,以国内某铜渣磨矿—浮选选铜尾矿为原料,以焦粉为还原剂、氧化钙为添加剂,以含铁硅酸盐还原成金属铁为目标,以还原产物磨矿—弱磁选精矿指标为评价依据,进行了还原焙烧工艺条件研究。试验结果表明:①还原温度和还原时间对还原效果影响显著;②在氧化钙用量为6%、焦粉用量为14%、还原温度为1 300℃、还原时间为2 h情况下,获得的金属铁粉的铁品位为92.96%、铁回收率为93.49%,且杂质硫磷含量低,属优质炼钢辅料。铜尾渣深度还原产物的SEM分析表明,还原产物中金属铁颗粒粒度较均匀,形状较规则,嵌布关系较简单,无明显夹杂其他渣相的现象,这为后续磨选作业实现铁颗粒的较好解离和获得较好分选指标创造了条件。

难选铁矿石悬浮磁化焙烧技术研究现状及进展

简述了悬浮磁化焙烧技术的形成历程,分析了预富集—悬浮磁化焙烧—磁选工艺(PRSM)选别复杂难选铁矿的技术优点。铁品位31.63%的东鞍山贫赤铁矿经预富集—悬浮磁化焙烧—弱磁选工艺处理,可获得铁品位为66.55%、回收率为77.01%的优质铁精矿;铁品位10.60%的鞍钢东部尾矿经预富集—悬浮磁化焙烧—弱磁选工艺处理,可获得铁精矿铁品位65.69%、回收率55.33%的技术指标;酒钢粉矿采用悬浮磁化焙烧—弱磁选工艺处理,可获得精矿铁品位60.30%、回收率79.49%的技术指标。东鞍山贫赤铁矿、鞍钢东部尾矿和酒钢粉矿经悬浮磁化焙烧扩大连续试验处理均取得了良好的选别指标,且设备运行稳定。PRSM技术为我国复杂难选铁矿选矿技术的重大突破。

稀散金属铟富集与回收技术的研究进展

随着铟需求量的稳定增长,铟的回收技术越来越受到重视。综述稀散金属铟富集与回收技术的发展现状。