混合改进AHP的矿冶工程总承包HSE管理评价

矿冶工程总承包的管理质量直接决定项目的安全性和效益。为提升矿冶工程总承包项目管理质量,根据矿冶集团的“健康-安全-环境(Health-Safety-Environment,HSE)”项目管理资料,构建矿冶工程总承包项目管理的评价指标体系,并基于混合改进层次分析法设计矿冶工程总承包HSE管理评价模型。模型应用实例分析结果显示,设计的矿冶工程总承包HSE管理评价模型与专家评分的差异明显小于其余传统模型与专家评分的差异,且设计的工程总承包HSE管理模式较传统管理模式的管理质量更高。

风化矿选矿技术现状与进展

矿石风化后其理化性质发生了复杂变化,导致后续选矿难度大、分选效率低。详述了风化金属矿和风化非金属矿选矿技术现状,归纳总结了风化矿分选的主要方法。针对含泥量高、粒度细、嵌布复杂的风化金属矿,可采用预处理强化以及加强分级选矿等方法进行多段选别,提高选矿效果。针对风化非金属矿氧化程度高、杂质含量多的特点,利用辅助手段剥去矿物表面氧化层,联合浮选工艺以及分级选矿的方法可获得较高品位的精矿。通过对风化后的矿物进行工艺矿物学研究,可掌握目的矿物和伴生矿物风化后的矿物特征,为制定分选工艺、选择分选设备、确定选矿药剂提供技术指导。进行矿石工艺矿物学研究是风化矿分选的前提,开发先进分选工艺设备、研制高效选矿药剂是风化矿选矿未来研究的重点。

铁尾矿-矿渣基地聚合物的制备及其性能

我国铁尾矿产生量较高,但利用率仍较低,为了高附加值资源化利用铁尾矿,将铁尾矿、高炉矿渣与粉煤灰混合后作为硅铝原料,通过机械粉磨和碱性激发剂来激发其反应活性,制备地聚合物胶凝材料。探讨了高炉矿渣与铁尾矿的配比、碱激发剂水玻璃的掺量对地聚合物试样抗压强度的影响,分析了地聚合物胶凝材料形成机理。结果表明:将铁尾矿和高炉矿渣采用机械粉磨活化时,粉磨时间超过60 min后其比表面积提高幅度变小,综合考虑原料活性和成本,机械粉磨时间定为60 min。当粉煤灰掺量为10%、高炉矿渣与铁尾矿的配比为5∶3、碱性激发剂水玻璃掺量为10%时,所制得的地聚合物试样3、7、28 d龄期的抗压强度分别为10.7、18.9、32.9 MPa。地聚合物试样在养护过程中,随着养护时间的延长,试样的结构越来越致密,尤其是28 d龄期的试样结构更加致密,生成的凝胶产物填充在原料颗粒之间的空隙,并将未反应的原料颗粒包裹,与相邻的凝胶产物相互胶结,形成一整体,从而有利于试样抗压强度的提高。

蒙脱石改性材料制备及其对低浓度含钴溶液中钴的吸附行为

针对含钴废渣酸浸余液中低浓度Co^(2+)提取困难的问题,采用NaOH和S与蒙脱石混合焙烧的方法制备出硫改性蒙脱石复合材料,用于酸浸余液中Co^(2+)的吸附。对所制备的硫改性蒙脱石复合材料对Co^(2+)的吸附性能进行研究。研究表明,改性后,S被成功地负载在蒙脱石表面,并和Na均匀分布在蒙脱石结构中;在初始Co^(2+)浓度为100μg·L^(-1)、溶液pH值为8、吸附剂用量为3 g·L^(-1)、吸附时间10 h的条件下,硫改性蒙脱石复合材料最大吸附容量为90 mg·g^(-1),Co^(2+)的回收率可以达到95%。此外,对硫改性蒙脱石复合材料吸附Co^(2+)的过程进行研究时发现:该过程符合准二级动力学模型,R^(2)为0.9990。溶液中的Co^(2+)会以两种方式进入改性蒙脱石中,一是Co^(2+)与S2-以软硬酸碱作用力相结合,二是Co^(2+)会取代蒙脱石层间结构中的Na,从而达到高效提取Co^(2+)的目的。

富氧双侧吹铜熔池熔炼炉上升烟道结渣的矿物学分析

富氧双侧吹铜熔池熔炼炉上升烟道烟尘结渣严重,阻塞烟道,是制约熔炼炉长周期高负荷高作业率生产的关键因素。分别利用X射线荧光光谱仪、X射线衍射仪、扫描电子显微镜和电子探针显微分析仪,研究富氧双侧吹铜熔池熔炼炉上升烟道结渣烟尘的化学成分、物相组成及微观形貌。结果表明,上升烟道烟尘的主要元素为Fe、Cu、Pb、Zn和O,主要物相是(Cu, Zn, Fe)Fe_(2)O_(4)和Fe_(3)O_(4),表面微观形貌呈致密无孔洞。结合生产过程工况条件,对烟道结渣原因进行分析,认为富氧双侧吹铜熔池熔炼炉生产过程中,富氧空气通过喷嘴鼓入炉内,强烈搅动熔体,熔体中的气泡破裂逸出,喷溅形成的小颗粒熔渣与冰铜被热气流带入上升烟道,熔渣与冰铜被氧化为高熔点的(Cu, Zn, Fe)Fe_(2)O_(4)和Fe_(3)O_(4),在烟道壁面遇冷凝结形成结渣;同时,熔炼炉负压运行,入炉原料水分低,铜精矿等未反应的粉料被烟气带入到上升烟道高温段,在氧化气氛下反应生成黏结结渣;此外,原料中Pb、Zn、As等易挥发性物质进入烟道,被氧化为低熔点化合物后与高熔点的(Cu, Zn, Fe)Fe_(2)O_(4)和Fe_(3)O_(4)黏结在一起,形成致密的结渣烟尘。因此,在冶炼生产中,建议通过控制入炉原料水分和杂质含量,减少粉料入炉;控制渣型和熔炼温度,减少熔体喷溅;使用喷嘴燃烧重油,烧熔结渣烟尘,保证生产正常稳定运行。

微细粒锡石选别难点及浮选药剂应用研究现状

锡资源日益匮乏,微细粒锡石成为一种重要的矿石资源,对其难选、嵌布粒度低等特性及与影响浮选过程的相关因素进行探讨。指出了嵌布粒度和细泥罩盖是影响微细粒锡石浮选的两个关键问题,阐述了难免离子对微细粒锡石浮选的影响。在锡石浮选过程中,不同类型捕收剂和调整剂均对锡石浮选效果有影响,介绍了pH调整剂、活化剂和抑制剂在锡石浮选中的作用,以及絮凝剂与锡石的作用机理。研究浮选药剂的应用现状,可以为提高微细粒锡矿的浮选指标,解决矿物细泥罩盖和难免离子问题提供参考。

硫化铜矿快速-分支浮选新工艺探索

以云南思茅大平掌铜矿为研究对象,针对铜硫浮选分离工艺中存在药耗大、能耗高和浮选指标不理想等问题,采用分支浮选的方法浮选该铜矿。在对该矿工艺矿物学分析的基础上,对比研究了单支浮选和分支浮选工艺的浮选效果,并重点研究了快速-分支浮选联合工艺处理该矿的浮选效果。结果表明,目的矿物黄铜矿嵌布粒度较粗且与黄铁矿致密共生、连生。磨矿细度为-0.074 mm含量占比为70%时,大部分黄铜矿物得以单体解离,满足铜矿石选别工艺要求。分支浮选流程可有效提高精矿品位,技术优势明显,其中“快速-分支”联合浮选新工艺的技术指标最优,实现了大平掌硫化铜矿的高效回收和“增质降耗”。与常规单支浮选工艺指标相比,“快速-分支”浮选新工艺在保证铜回收率稳定的情况下可显著降低复合黄药和起泡剂DEP的用量,二者用量分别减少12%和31%左右,此时铜品位却有1.45个百分点的提升。在贵金属综合回收方面,新工艺对金银的回收同样存在明显的提升效果,金和银品位分别提高0.18和9.40个百分点,回收率分别提高3.01和13.97个百分点。

含砷铜渣中砷的分离与固化

砷是锌冶炼过程中的有害杂质元素,不仅制约着锌冶炼的顺利和安全生产,同时也影响企业的经济效益。云南某锌冶炼企业采用“SO_(2)还原浸出—铁粉沉铜”工艺处理锌冶炼浸出渣后所得铜砷渣砷含量高,为降低铜砷渣中砷的含量和提高铜渣的计价系数,采用“SO_(2)还原浸出—铁粉沉铜”工艺铁粉沉铜后的溶液为浸出剂,将含砷铜渣与含有一定浓度H_(2)SO_(4)及Fe^(2+)的铁粉沉铜后溶液以一定的液固比混合,用氧压浸出工艺进行处理,开展砷的分离与固化,深入研究关键技术参数对含砷铜渣中铜、砷浸出率,砷固化率以及固砷渣品质的影响规律。结果表明:含砷铜渣在初始硫酸浓度50 g/L、液固比5∶1、氧分压0.4 MPa、反应温度120℃、反应时间3 h的工艺条件下,可实现含砷铜渣中99%以上的铜和砷被浸出;含砷铜渣在铁砷质量比2.0、初始pH值1.0、液固比5∶1、氧分压0.4 MPa、反应温度120℃、反应时间3 h的固砷工艺条件下进行固砷处理,有价金属损失小,砷以稳定的臭葱石晶体固化,砷固化率98.23%,且臭葱石晶体结构良好、晶粒清晰、表面光滑、边缘整齐;固砷后的溶液经过锌粉置换沉铜,可产出含铜质量分数在70%以上的富铜渣,铜渣中铜的计价系数较除砷前提升13%,既实现了含砷铜渣中砷的分离与固化,降低了砷对环境的污染,又实现了企业的经济效益。研究结果可为锌冶炼含砷铜渣的高值化利用和砷的环境污染防治及环境风险防控提供参考。

云南某低品位铅锌硫化矿选矿试验研究

云南某低品位硫化铅锌矿含Pb0.42%、Zn0.39%,矿物组成较复杂,含有方铅矿、白铅矿、闪锌矿、氧化锌矿等多种矿物。采用铅锌混合浮选抛尾—铅锌分离选矿流程回收利用该铅锌矿。结果表明,采用该处理工艺可获得Pb品位70.34%、Pb回收率84.06%的铅精矿,Zn品位45.74%、Zn回收率80.65%的锌精矿。

纤维尺寸效应对深井井壁衬砌支护层力学特性的影响

为探究纤维尺寸效应对深井井壁钢纤维混凝土力学特性及应变演化的影响,设计三种不同钢纤维尺寸和掺量的混凝土配方,通过测试试样的力学特性后得知,随着钢纤维尺寸、掺量的增加,试样单轴抗压强度、抗拉强度、抗折强度以及弹性模量提升。借用数字图像相关技术对试验过程监测发现,钢纤维的加入使得试样破坏时表面裂纹数量、长度远大于素混凝土试样,随着钢纤维尺寸的增加,试样破坏时试样表面裂纹宽度有所下降,混凝土试样的轴向变形降低。当试样到达峰值荷载时,素混凝土迅速失稳破坏,而钢纤维混凝土试样在到达峰值荷载时仍然存在一定残余强度。运用随机森林模型对钢纤维混凝土测试强度进行训练、测试与预测,结果表明训练、测试、预测样本精度较高,R 2>0.8,均方根误差值较小,改进随机森林模型对钢纤维混凝土强度的预测较精确,利用此预测模型,可大幅度降低优化钢纤维混凝土配方所需要的人力与物力成本,结果可为现场混凝土配方强度预测提供参考。

细粒尾矿无土修复后土壤有机碳累积特性

铜等大宗尾矿无土化原位修复是尾矿资源化、无害化利用的有效途径。修复后土壤养分蓄积直接关系到后期田间管理,对其有机碳等重要养分积累规律研究至关重要。针对我国湖北某细粒铜尾矿修复场地进行研究,对未经修复、修复一年与修复两年的0~15、15~30、30~45 cm三种深度的土壤进行取样,对总有机碳、易氧化态有机碳、颗粒态有机碳、矿物结合态有机碳、可溶性有机碳与微生物量有机碳6种土壤有机碳形态进行测定并分析其变化规律。结果表明:经无土修复后的细粒尾矿土在无外源有机物的添加下依然会进行土壤总有机碳的积累;尾矿进行有机碳积累的主要方式是以矿物结合态有机碳为代表的惰性有机碳的增加,惰性碳的升高有助于固定有机碳;尾矿的团聚体粒径尺寸与土壤总有机碳的含量呈正相关,其中惰性有机碳更偏好聚集在粒径较小的团聚结构中,土壤碳库活性逐渐增强,更容易发生有机碳的转化;对尾矿土进行修复后土壤有机碳含量有显著提高,且主要以惰性有机碳的形式积累,在该场地表现出了巨大的碳汇潜力。该研究同时明确了该场地修复后矿区土壤有机碳各形态的累积特性,可为指导尾矿修复工作提供数据支持。

红土镍矿硝酸加压浸出渣制备电池级磷酸铁

近年来,在我国“碳达峰”和“碳中和”目标的引领下,新能源行业发展迅速,新能源汽车的推广与使用促进了锂离子电池行业的蓬勃发展。作为三元锂电池的关键原材料,镍的需求量不断增加。但由于硫化镍矿日益枯竭,红土镍矿逐渐成为了主要的提镍原料,在镍产量中占比超过70%。褐铁型红土镍矿在红土镍矿中占比超过60%,经硝酸加压浸出(NAPL)提取镍钴后产生的浸出渣中含有丰富的有价金属资源(铁含量>60%),浸出渣的综合利用对资源回收和环境保护具有重要意义。以褐铁型红土镍矿硝酸加压浸出渣为原料,在磷酸单一介质中制备电池级磷酸铁材料。以磷酸为介质,通过预浸、溶解实现浸出渣中铁的高效提取。预浸时磷酸溶液浓度较低,可以使含铁相初步转型为FePO_(4)·2H_(2)O,同时除去浸出渣中Cr、Mg、Al等杂质元素。然后采用高浓度磷酸溶液溶解处理预浸渣,实现Fe的完全溶解。最后稀释调节pH值直接沉淀制备磷酸铁,得到FePO_(4)·2H_(2)O产品,该产品不含杂质元素Mg、Si,Cr、Al的含量为0.019%、0.016%。通过XRD、SEM、EDS等技术手段对预浸渣和磷酸铁产品的物相组成和微观形貌进行了研究,明确了预浸过程可实现铁由Fe_(2)O_(3)向FePO_(4)·2H_(2)O的转变,最终产品的晶体结构与标准磷酸铁相匹配。由磷酸铁合成的磷酸铁锂材料也表现出优异的电化学性能。该研究有望实现对褐铁型红土镍矿硝酸加压浸出渣中宏量组元铁的高值化利用,从而优化磷酸铁制备工艺。

白云母矿石盐酸酸洗除钙试验研究

随着我国双碳政策落实,能源等高新领域得到快速发展,对锂、铷等金属的需求日益增加,白云母作为含锂、铷矿物之一得以重视。针对在硫酸熟化处理白云母矿时,主要杂质钙的存在会降低有效提取率的问题,提出采用盐酸酸洗对白云母矿石进行预先除钙。首先,从热力学角度分析了酸洗时白云母和方解石与盐酸的反应情况,结果表明,在酸洗温度范围内,白云母几乎不与盐酸发生反应;当温度高于30℃时,方解石与盐酸反应可以自发进行。其次,通过对酸洗温度、盐酸浓度、酸洗时间和液固比等工艺参数的影响进行研究,结果表明:在酸洗温度70℃、盐酸浓度0.5 mol/L、酸洗时间1.5 h、液固比1 mL/g的条件下,钙的去除率可达98.3%,而铷和锂的损失率分别低至2.3%和3.3%。通过盐酸酸洗可实现白云母矿石中钙的选择性脱除。通过对酸洗渣进行表征发现,酸洗后白云母矿石中方解石相消失,矿石主要由白云母和石英组成,同时,电子能谱分析图像显示钙的富集区域消失。在相同的熟化和水浸条件下,对比直接熟化和酸洗+熟化两种不同工艺获得的锂和铷的浸出率发现,对酸洗后的白云母进行熟化可使锂、铷的提取率提高约10%~20%。最后,通过酸洗液循环除钙试验验证,酸洗液经补酸后(调节pH值至0.3)可供循环3次使用,钙的去除率均保持在90%以上,避免了废水的大量产生。

废汽车尾气催化剂特性解析及其对稀贵金属回收的影响

废汽车尾气催化剂是重要的稀贵金属二次资源,随着未来报废汽车的逐渐增加,废汽车尾气催化剂的数量相应增加。当前从废汽车尾气催化剂中回收稀贵金属(铂族金属、稀土金属和稀有金属等)的方法较多,但由于对废汽车尾气催化剂的特性了解不够全面,大多数回收方法在回收率、环境友好性、经济性上都不够理想,亟需对废汽车尾气催化剂进行科学全面地了解。对废汽车尾气催化剂的基本特征、物相及成分组成、废汽车尾气催化剂中PGMs、Ree、Zr等稀贵金属元素的赋存形式、元素迁移及分布状态、熔化过程等进行研究,全面了解废汽车尾气催化剂;揭示了催化剂中铂族金属被部分氧化、活性组分发生渗透转移、有价元素的非均匀分布、催化剂涂层烧损开裂、杂质元素的污染等因素共同造成了催化剂失效退役的失活机理;采用火法熔炼,合理设计选择熔炼渣剂及捕集剂回收其中的稀贵金属,可以有效地避免废催化剂自身特性所带来稀贵金属回收率低效的问题。

精细金属掩模板用近零夹杂Invar合金制备技术

Invar合金是制备精细金属掩模板(Fine Metal Mask,简称FMM)的重要基材,其纯净度直接影响FMM的质量以及有机发光二极管(Organic Light EmittingDiode,简称OLED)技术的发展水平。首先概述了FMM的主要制备技术,介绍了对FMM基材Invar合金的质量要求,并对国产Invar合金箔和国外进口Invar合金箔内的夹杂物进行了表征分析。结果表明,国产Invar合金箔的纯净度与进口Invar合金箔相比,仍存在很大的差距,主要体现在夹杂物的尺寸和数量等方面。为实现OLED配套产业全国产化,攻克Invar合金的近零夹杂难题,开发新型制备技术是关键突破点。最后详细论述了超重力技术在Invar合金除杂方面的研究成果和电铸Invar合金箔应用的可行性,并指出超重力技术和电铸技术有望解决近零夹杂金属材料的制备难题。

铁尾矿中重金属去除技术研究进展

中国钢铁工业取得了飞速发展,在生产大量钢铁、极大促进国民经济建设的同时,也产生了海量的铁尾矿,2013年就已经达到了8.39亿吨。尾矿的大量堆积会占用土地资源,而且含有的Pb、Cu、Cd和Zn等重金属对环境具有潜在的风险,但尾矿同时也具有可观的再利用价值,提高尾矿的利用效率对于促进循环经济的发展、推动双碳进程具有重要意义。概述了我国尾矿资源的现状和铁尾矿中重金属去除的常见方法,重点介绍了超临界CO_(2)处理技术的原理与去除效果,以期为铁尾矿中重金属的高效去除提供指导。

预选抛废技术发展现状

随着我国矿产资源的不断开发与利用,天然高品位矿石资源逐步减少,低品位矿石成为目前我国矿产资源的主要来源,因此,预选抛废成为一个必要的选矿环节。重点阐述了人工拣选抛废、光电选抛废、磁选抛废、重选抛废以及浮选抛废五种抛废技术,并介绍了不同技术在预选抛废时使用的设备和工作原理,指出了各种预选抛废技术的优缺点,为预选抛废技术能进一步工业应用提供了一定借鉴意义。

电位调控快速浮选技术在铅锌矿中的应用实践

电位调控快速浮选技术主要是通过调节矿浆电位,改变不同矿物的可浮性,提高选矿药剂的活性,提高浮选速度,缩短浮选时间,实现有用矿物与脉石矿物的快速分离浮选。以陕西东塘子铅锌矿工业应用为例进行阐述。该矿应用电位调控快速浮选技术前,处理能力为1000 t/d的选矿厂采用两个独立的磨浮系列进行生产,选矿成本较高;药剂制度采用重拉重压的方式,铅精矿质量不好、铅锌回收率尚有提升空间。为有效降低选矿成本、提高铅精矿质量及铅锌回收率,该矿引进电位调控快速浮选技术,对其中一个浮选系列进行了设备改造,提高该浮选系列的过浆能力;将石灰添加进球磨机,通过石灰将矿浆pH值调节为12.5,使矿浆电位降低并稳定在-170 mV;同时,应用乙硫氮、Z-1浮选剂等浮选药剂,并对相应的药剂制度进行调整优化后进行了工业应用。工业应用非常成功,实现了铅锌快速分离浮选,在产能不变的情况下,浮选作业由两个系列改为单系列运行,浮选时间由77.91 min缩短到47.66 min;取得的效果也非常明显,铅精矿主品位由56%提高到65%,铅锌回收率分别提高了0.16和0.64个百分点;停用一个浮选系列,减少装机容量400 kW,减少浮选岗位人员8名;降低药剂成本2.19元/t;年产生经济效益500余万元,经济效益和社会效益可观。

硫化铅锌矿“优先选铅—选铅尾矿选锌”回收铅锌

内蒙古某硫化铅锌矿主要有价元素为Pb和Zn,含量分别为0.90%和3.23%。采用化学分析、XRD分析和MLA等分析手段对该矿进行详细的工艺矿物研究,并在工艺矿物学研究的基础上开展条件试验和闭路试验。工艺矿物学分析结果表明:在该矿中,方铅矿和闪锌矿为主要目的矿物,二者主要呈稀疏-稠密浸染状分布于脉石矿物间,且嵌布特征较为复杂,局部富集程度不高,嵌布粒度不均,部分方铅矿包裹于闪锌矿中,会对后续浮选作业产生不利影响。脉石矿物主要为钙铁辉石、石英、方解石、绿帘石、钙铝榴石、斜长石和钾长石,另含有少量的绿泥石、白云母和黑云母。采用优先选铅-选铅尾矿选锌—中矿依次返回上一作业的闭路浮选流程进行浮选,最终可获得Pb品位为66.83%、Pb回收率为85.42%的合格铅精矿产品,以及Zn品位为53.26%、Zn回收率为91.53%的合格锌精矿产品,可实现对该硫化铅锌矿的有效利用。

高含碳煤渣硫酸熟化——水浸法回收钒、镍

印度某高含碳含钒煤渣含钒3.57%、镍1.19%,具有较高回收价值,但该渣碳含量较高(14.61%),采用传统直接浸出效果较差。首先采用氧化焙烧对该含钒煤渣进行脱碳预处理,然后采用硫酸熟化—水浸技术提取其中的钒和镍。重点研究了焙烧、硫酸熟化和水浸工艺参数条件对钒、镍的浸出的影响。结果表明,最优焙烧温度和时间分别为800℃、2h;焙砂的最佳浸出粒度为-0.075mm占比90%;最佳熟化工艺参数条件为:酸料比1.5∶1、熟化温度200℃、熟化时间1h;最佳水浸条件为:固液比4∶1、水浸温度95℃、水浸时间2.5h;在上述最佳工艺参数条件下,钒的浸出率可高达96%,镍的浸出率约53%。