河北某低品位难处理铁矿选矿试验研究

针对河北某低品位难处理铁矿进行了选矿试验研究。结果表明,采用原矿(-12mm)预先抛废、二段磨矿、二次磁选、粗精集中分级再磨多次精选、中矿先脱泥沉砂分级再磨再选,可获得含铁60.00%以上、回收率35.00%(对磁性铁回收率52.47%)的总精矿。将总精矿进一步分级,最终可获得含铁65%以上的铁精矿。

某含砷铜精矿铜砷分离选矿试验研究

以蓝辉铜矿和硫砷铜矿为主的浮选铜精矿,为了产品效益最大化,进行浮选分离获得高砷铜精矿和低砷铜精矿。蓝辉铜矿和硫砷铜矿纯矿物试验结果表明,在捕收剂丁铵黑药体系下,采用石灰调整矿浆pH值,分别添加次氯酸钙、高锰酸钾、腐殖酸钠以及木质素来抑制蓝辉铜矿,均可以起到很好的抑制作用,但不同的药剂在不同的矿浆pH值条件下抑制效果不同。针对铜品位为20.52%,含砷1.22%的某含砷铜精矿,采用活性炭搅拌-脱水-洗涤-抑铜浮砷工艺,以高锰酸钾配合次氯酸钙为调整剂,抑制不含砷硫化铜矿,获得高砷铜精矿铜品位为32.87%,砷含量4.93%,铜回收率为29.97%,砷回收率75.50%;低砷铜精矿铜品位为17.68%,砷含量0.37%,铜回收率为70.03%,砷回收率为24.50%。铜砷分离效果较好。

福建某银铜多金属矿石选矿工艺优化

福建某银铜多金属矿石由于铜品位较低,现场采用单一浮银工艺获得银精矿,金、铜仅作为伴生元素回收。由于铜在氰化浸金、银过程中的消极作用较大,因此铜的计价系数仅为0.1,且金、银的计价系数也受到影响。为提高矿山和湿法冶金企业的经济效益,为工艺完善与改造提供依据,对该矿石进行了部分优先快速浮铜—金银混合浮选研究。结果表明:在现场磨矿细度下,采用1粗2精快速选铜、1粗1扫2精选银工艺处理该矿石,取得的铜精矿铜、金、银品位分别为22.03%、32.21 g/t、2 360.00 g/t,回收率分别为46.51%、32.21%、12.54%,银精矿铜、金、银品位分别为1.49%、4.12 g/t、1 236.00 g/t,回收率分别为40.23%、52.69%、84.01%,金、银、铜的经济价值均得到显著提高。

安徽某硫铁矿烧渣铁的综合利用研究

针对安徽某硫铁矿烧渣进行了单一重选、磁选、螺旋溜槽—摇床重选工艺、二段磁选—摇床重选工艺、二段磁选—螺旋溜槽重选联合工艺研究,试验结果表明,采用预先筛分—二段磁选—摇床重选联合工艺,可得铁精矿品位62%以上、回收率76.49%、S<0.3%的理想指标,可为该硫铁矿烧渣铁综合回收提供技术依据。

云南某低品位硫-氧混合型铜矿石浮选试验

云南某铜矿石属典型的低品位、高氧化率硫-氧混合型铜矿石,含铜0.33%,其中硫化铜占有率为49.09%,氧化铜占有率为50.91%。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占86.40%的情况下,采用1粗3精1扫流程浮选硫化铜矿物、1粗3精1扫流程浮选氧化铜矿物,可获得铜品位18.58%、回收率77.55%、金品位4.23 g/t的铜精矿。试验指标良好,实现了低品位硫-氧混合型铜矿石中铜、金的高效综合回收,可作为该矿石开发利用工艺设计的依据。

某难处理铅锌矿原生电位调控浮选试验研究

针对某难处理铅锌矿矿石进行了原生电位调控浮选研究。通过考查电位和pH值对该矿体中方铅矿和闪锌矿单矿物浮选行为的影响,找到方铅矿和闪锌矿的浮选电位区间,并通过紫外光谱研究进行了理论分析。在单矿物浮选研究的基础上,进行实际矿石原生电位调控浮选应用研究,研究结果表明:随着磨矿细度的增加,矿物单体解离度增加,但在磨矿细度为-75μm 80%后增加不明显;当氧化钙用量为2 000~2 500g/t,pH值为11.5~12.3,磨矿矿浆电位为-83^-138mV(SHE)时,得到铅品位53.45%、铅回收率84.90%的铅精矿和锌品位48.96%、锌回收率87.1l%的锌精矿。原生电位调控浮选工艺取消了原工艺中的氰化钠,提高了铅和锌的回收率。

福建某金矿排土场废石利用试验

福建某金矿排土场废石属于氧化矿,较易浸出,但矿石含泥量较大,渗透性较差。为较好回收利用该废石,采用粗细分级,粗粒级直接浸出,细粒级制粒后浸出试验对废石中金进行回收。结果表明,采用筛孔尺寸为6 mm的筛子筛分后,筛上粒级产率为19.45%,金品位为0.19 g/t,该粒级直接氰化浸出,获得了金浸出率为84.21%的指标;-6 mm粒级部分制粒后,按球团与粉矿质量比为1︰1混合后氰化浸出,获得了金浸出率为91.11%的指标。试样总金浸出率为90.47%,能较好地回收排土场废石中金,试验结果可以为该排土场废石的资源化利用提供参考。

贵州某卡林型金矿浮选工艺研究

贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。

由“测电源电动势和内阻”的实验学会用图像法解决问题

通过深入理解图像法在“测电源电动势和内阻”实验中的运用特点，总结图像法解决物理问题的一般方法，学会将图像法灵活运用于更广的范围。

新课改背景下重庆市高中物理教与学现状调查研究

重庆新课改实施近三年以来，高中物理学科的改革虽有进展，但实质性大变革不多，通过对学生调查问卷的分析，总结现状查找原因，并提出一些观点与大家分享。

锌浸出渣有价金属回收及全质化利用研究进展

锌浸出渣是一种具有较高综合利用价值的固废资源.本文针对锌浸出渣中有价金属的回收以及全质化利用的研究进展进行了归纳总结:锌浸出渣中有价金属的种类多,如锌、铅和银等具有较高的回收价值,其回收工艺主要有火法工艺和湿法工艺.通过对多种典型锌浸出渣回收工艺的优缺点和适用性的详细比较分析,提出了微生物浸出-氯盐浸出联合的方法,该方法可高效浸出锌浸出渣中的锌、铅和银,对不同类型的锌浸出渣具有良好的适用性,展现出了良好的工业应用前景;其次,介绍了锌浸出渣全质化利用的进展,展望了技术发展方向,锌浸出渣全质化利用将朝着制备性能优异、精细化和绿色节能的高端材料方向发展,在实现锌冶炼行业清洁生产的同时努力获得更大的经济效益.

实行科研创新机制 提高企业核心竞争力

成果简介针对原有科研体制存在以领导为中心的传统科研管理模式、课题人员组合上带有明显的行政任命特点等诸多不合理性进行详尽的阐述,全面分析了企业科研与基础科研存在的差异。

从湿法炼锌钴渣中回收锌富集钴试验研究

研究了采用酸洗—硫化钠转化工艺从湿法炼锌钴渣中回收锌、富集钴。先通过酸洗回收钴渣中大部分可溶锌,然后用硫化钠将钴渣中的钴转化为硫化钴,同时实现除钴试剂再生。试验结果表明:最佳条件下,锌回收率为84.65%,钴渣中钴质量分数提高至6%以上,除钴试剂A再生率达47.53%;再生试剂可返回净化工序循环利用。该工艺流程简单,金属综合回收效果较好。

展开思维的翅膀,解放被束缚的定势——一题多解之追击相遇问题

高中生学习物理时,往往习惯于用固定的方法解决相应类型的题目,这对于解题本身是没有对与错的,而且学生往往因为经常使用这样的方法,在解决对应题目的时候似乎还会显得得心应手。但是对于思维的训练,却容易形成定势,以致在遇到有变化的题目时,就容易陷入手足无措的境地。单从追击相遇问题入手,谈谈一题多解的方法与技巧。

持续提升企业品牌价值 打造特大国际矿业集团

成果简介紫金矿业飞速发展的同时,也是紫金这一企业自主品牌形成、发展和走向全球的过程,紫金品牌已享誉全球矿业界。紫金矿业始终以科技创新、体制创新、管理创新为主线,安全环保生产为保障。

厚油层细分流动单元在孤东七区西6^(3+4)单元中的应用

本文以孤东七区西6单元厚油层为研究对象,以厚油层内各韵律段之间的薄隔档层为边界,结合沉积的等时性和相控砂体分布原则,将厚油层细分流动单元,研究流动单元间夹层特征、展布情况及对流体运动和剩余油分布的控制作用。在此基础上,采用新井、取心、监测、动态、数模等资料综合分析各流动单元剩余油分布规律,采用水平井有效挖掘厚油层剩余油潜力,取得了良好的效果。

从含锰铁难处理矿石中浸出银铅锌的试验研究

介绍了含锰铁的银矿石的矿物学组成及工艺矿物学特点。矿石经焙烧、焙砂湿法分步浸出银、铅、锌的试验结果表明,银、铅、锌浸出率分别为93.31%,96.24%和96.50%。

紫金山金矿含金固体废弃物的综合利用

针对福建省紫金山金矿含金固体废弃物含金量低、含泥量高的特点,进行了深入的实验室试验研究,探讨了不磨矿直接洗矿、粗粒级堆浸、细粒级全泥氰化组合新工艺。试验结果说明该工艺适合此类矿石的再利用,对中国其他地区的大型特大型金矿固体废弃物的利用,也有重要的借鉴推广意义。

安徽某地硫酸烧渣的工艺矿物学研究

通过X射线衍射、扫描电镜、电子探针、电子能谱及化学多元素分析对安徽某地硫酸烧渣进行了工艺矿物学研究,并探讨了工艺矿物学性质与选矿工艺的关系。

Surface characteristics,collector adsorption,and flotation response of covellite in oxidizing environment

The surface characteristics,collector adsorption,and flotation response of covellite in the presence of NaClO and FeCl_(3) were investigated using micro-flotation tests,X-ray photoelectron spectroscopy(XPS),time-of-flight secondary ion mass spectrometry(TOF-SIMS),and contact angle measurements.The micro-flotation test results indicated that covellite was effectively inhibited by the presence of NaClO and FeCl_(3).However,the dosages of these depressants were large,and the conditioning time was long.The results of the XPS and TOF-SIMS analyses indicated that NaClO could oxidize the covellite surface and reduce the active sites of Cu.Oxidation products,including CuO and Cu(OH)_(2),were generated on the covellite surface.After the addition of FeCl_(3),the precipitation of iron hydroxide on the covellite surface increased the content of hydrophilic species on the mineral surface.Thus,the adsorption of ammonium dibutyl dithiophosphate on covellite surface was prevented,which reduced the floatability of the covellite.