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.

铜锌多金属矿选锌尾矿再选铜工艺的超细磨优化研究

研究了超细磨粒度和浓度对选锌尾矿再选铜指标的影响。通过在不同的超细磨粒度(80%-32μm、80%-29μm、80%-20μm、80%-15μm)和不同的超细磨浓度(38%、43%、47%)下进行浮选试验,揭示了超细磨粒度的减小,总体上提高了铜精矿的Cu品位,尤其在80%-20μm时达到最优,品位为3.96%,回收率为29.02%。超细磨过磨会导致回收率降低。超细磨浓度的增加对铜精矿品位和回收率产生显著影响,其中43%的超细磨浓度表现出最佳的铜回收效果。

基于几何特征约束的煤矸DE-XRT精准识别方法

双能X射线透射识别煤矸仍存在厚度、硬化、余辉和扇形效应等缺陷,面向5~150 mm宽厚度煤矸分选参数波动大、识别率低。为此,提出一种基于几何特征约束的煤矸双能X射线透射多维度识别方法。该方法通过目标图像最小外接圆直径和区域面积两个几何特征区分煤矸厚度,约束X射线透射响应特征的空间分布,进而从多个维度特征削弱缺陷影响。以少量低密度煤和高密度矸石,获取X射线透射响应特征、位置特征和几何特征,结合Relief-F特征选择建立强特征组合。检验多种分类器的识别性能,选取中等高斯SVM作为多维度方法的分类模型。以强特征组合作为输入,自动创建最终决策模型并分类未知煤矸像素点,通过像素变换图像处理方法获取分选参数p值。结果显示,p值与煤矸密度呈强线性相关,利用密度可选取p值调控分选。而p值与煤矸厚度呈现弱线性相关,宽厚度范围内p值离散程度小、可分性好,赋予分选参数较大调整空间。批量试验验证结果显示,多维度法预排矸分选参数p值为33.01%,以此分选参数对不同密度、不同煤种煤矸识别,整体识别率达99.57%。对5~150 mm厚度范围原煤预排矸整体识别率达99.37%。相比较H-L法、RL法,多维度法识别率更高,面向不同厚度煤矸计算得到的p值精度高、一致性更好。印证了几何特征约束下多维度识别方法的有效性及分选参数调控优势,为现有双能X射线煤矸分选装置识别算法提供了设计参考。

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。

基于密度泛函理论研究Co、Ni、As掺杂载金黄铁矿的电子结构和稳定性

Co、Ni、As掺杂的黄铁矿晶体具有不同物理性质,会影响其载金性能和氧化行为.论文基于密度泛函理论计算,采用了CASTEP软件对载金黄铁矿以及不同晶体缺陷的载金黄铁矿进行模拟计算,以研究Co、Ni、As掺杂载金黄铁矿的电子结构,并据此分析其稳定性.综合半导体类型和能量分析,不同晶体缺陷的载金黄铁矿稳定性顺序为:Fe_(32)S_(63)AsAu<Fe_(32)S_(64)Au<Fe_(31)S_(64)CoAu<Fe_(31)S_(64)NiAu,即As取代的载金黄铁矿在氧化预处理时更容易被氧化.该研究可以进一步解释微细浸染型金矿中具有晶体缺陷的载金黄铁矿氧化预处理规律.

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。

喜温酸硫杆状菌浸出低品位磷矿及浸矿机理研究

采用喜温酸硫杆状菌(中等嗜热菌)浸出低品位磷矿试验研究,将微生物进行逐级驯化得到高耐受菌株。研究微生物形态、矿石成分、驯化菌株与为驯化浸出差异,通过添加表面活性剂和碳源提高浸出效率,以不同方式表征微生物在浸出过程中的浸出机理。试验结果表明,磷矿石品位14.12%,微生物为短杆状,大小(500~650)nm×(150~250)nm;经驯化后的菌株活性明显高于未驯化,经过驯化的菌株在11 d时浸出趋于平稳,最终磷浸出率为81.3%,比未驯化高9.8个百分点;吐温20、60、80的较佳用量分别为10、10、100 g/m^(3),磷浸出率分别为82.88%,86.78%、84.65%;添加葡萄糖、淀粉、蔗糖氧化还原电位最高分别为482、414、438 mV,12 d浸出率分别为80.2%、83.9%、86.8%;经微生物作用后磷矿表面变得粗糙,凹凸不平,有物质堆积,表面可以观察到侵蚀坑;喜温酸硫杆状菌大多吸附在磷矿颗粒裂缝及缺陷处;经红外光谱分析证明了磷矿物表面确实存在喜温酸硫杆状菌的吸附;磷矿石Zeta电位测试表明,磷矿石和喜温酸硫杆状菌的等电点分别为pH 4.5和pH 2.8;磷矿石在去离子水中的接触角为43.7°,在pH为2.8的硫酸中作用后的接触角为44.9°,微生物作用后,磷矿表面的润湿接触角为68.5°,疏水性明显增强。

基于半监督学习和支持向量机的铀矿分选方法研究

为了识别可冶炼铀矿石,提高资源利用率,采用X射线透射技术,并结合半监督学习算法—ITSVM,实现对铀矿的智能分选。同时为进一步优化模型性能,引入了亮暗校正方法以解决图像噪声问题,该方法通过归一化处理,将噪声图片中的每个像素点进行映射,从而提升图像质量。通过改进的直线凹点检测与切割算法和切片方法,攻克了支持向量机对多目标分类任务的难题,该算法通过检测像素点相对于直线的位置和距离,利用约束条件判断凹点,采用最小距离切割方法获得对应的切割线,再通过切片的方法将多目标检测问题转化为多个独立的单一目标检测问题。通过综合这2种优化方法,最终建立了ITSVM铀矿分选模型。通过X射线投射技术收集到的2000张铀矿图片对该模型进行训练测试,并与SVM和TSVM模型进行结果对比。结果表明,经过亮暗校正,模型在检测铀矿的准确性方面提升了2.9个百分点;通过使用改进的直线凹点检测与切割算法和切片方法,使ITSVM模型具备多目标检测功能,模型对多目标铀矿图片检测的准确性达到95.7%;在测试集上,ITSVM模型检测铀矿的准确性达到97.3%。相比于SVM和TSVM,ITSVM在检测铀矿的准确性和持续优化模型方面具有更大优势,实验结果验证了ITSMV模型在铀矿分选领域的可行性。

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。

微生物冶金及其在稀土资源利用中的研究进展

我国稀土矿开采方式比较粗放,长期过度开采给矿区周边的生态环境造成了严重破坏,因此亟需开发出更加高效、环保的浸出工艺。微生物冶金技术是指用含有微生物的溶液将有价金属元素从矿石中溶解出来并加以回收利用的方法,其实质是加速将矿物自然转化成氧化物的湿法冶金过程,特别适合处理低品位、复杂、难处理的矿产资源。介绍了微生物冶金技术的特点,回顾了微生物冶金技术的发展历程,阐述了微生物浸出稀土元素的机理,详细介绍了生物浸出、生物氧化、生物分解3种微生物冶金技术的原理和特点,指出了微生物冶金技术目前存在的不足,并展望了该技术未来的重点研究方向。

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。

X射线分选技术在某硫化铜矿的应用研究

某硫化铜矿含Cu约0.8%,采用X射线分选技术预选粗碎后≥30 mm的铜矿石,抛废率27%,抛出废石含Cu 0.09%,预选作业回收率96.95%。预选后入选品位提高0.2个百分点、选比由29.85 t/t降至22.68 t/t。年采出规模30万t铜矿,粗碎后≥30 mm预选,年创效339.7万元。

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。

石灰对一水硬铝石拜耳法的影响

近年来,我国进口铝土矿的规模不断扩大,而国内绝大多数铝土矿(约95%)都为一水硬铝石型铝土矿,对氧化铝生产条件要求苛刻,且生产成本高,限制了本土铝土矿的使用。面对这一问题,石灰拜耳法在一水硬铝石生产氧化铝过程中得到广泛应用。文章主要从拜耳法石灰的溶出机理、石灰对拜耳法赤泥沉降性能的影响、石灰对拜耳法赤泥相变的影响、石灰质量及石灰添加方式的选择几方面对石灰在一水硬铝石拜耳法生产氧化铝中的作用进行阐述,同时展望了石灰在一水硬铝石拜耳法生产氧化铝中的应用前景。

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。

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。

高纯石英应用及化学提纯技术研究进展

高纯石英作为—种稀有矿产资源,由于其稳定的物理化学性质,在半导体、光伏、光学及光纤通信等高新技术领域有着广泛的应用。总结了高纯石英在高精尖产业的应用现状,详细介绍了脉石矿物杂质、包裹体杂质、类质同象类杂质的存在形式及特征,在此基础上综述了酸浸出法、碱浸出法、热处理法等化学提纯技术研究现状,并展望了我国高纯石英提纯技术未来的发展方向。