低品位低碳酸盐砂岩型铀矿石低酸浸出工艺

针对用常规酸法地浸工艺不能经济开采的某低品位、低碳酸盐砂岩型型铀矿石，通过室内工艺试验，提出降低溶浸液酸浓度，在溶浸液ρ（H2SO4）=2—5g/L条件下浸出，浸出率可达到93％以上，酸耗为2—9kg／t；与高酸浓度溶浸液（ρ（H2SO4）=10g／L以上）浸出相比，浸出率相近，而酸耗降低了4．5kg／t以上，有利于浸出液的后处理和开采结束后的地下水复原。该工艺有较好的经济效益、社会效益和环境效益。

八钢A高炉低品位低钛矿强化冶炼生产实践

八钢A高炉使用低价疆内原燃料资源冶炼,通过对高炉操作制度及关键操作参数的选择,以及几年的生产实践,指出八钢A高炉在低成本原燃料的条件下,采用适当的高炉操作制度及控制关键操作参数,强化炉外管理,高炉也能达到稳定、顺行,改善技术经济指标,降低吨铁成本的目的。

云南晋宁某低品位磷矿选矿技术实验研究

云南晋宁某低品位胶磷矿属于混合型磷块岩,其w(P2O5)为18.45%,w(MgO)2.39%,w(SiO2)35.88%。在常温条件下,当磨矿细度≤0.074 mm占97.18%时,采用“正-反浮选工艺流程”对该矿进行选别。通过闭路实验获得w(P2O5)28.51%、w(MgO)0.95%、w(SiO2)19.70%、P2O5回收率为81.70%的精矿指标,实现了该矿的有效分选。

内蒙古白云鄂博某低品位含铁岩矿磁悬浮联合分级流程工业试验研究

白云鄂博铁矿石储量巨大,缓解了国家铁矿石对外依存度过高的问题,同时也助力了包钢集团生产发展。但是在采矿过程中,产生了大量TFe品位低于20%的低品位含铁岩矿。对该类矿石,采用传统连续磨矿-磁选流程,在细磨至-0.074 mm粒级含量95%情况下,铁精矿品位最高只有60.8%,无法达到合格铁精矿质量要求;如果采用浮选流程,选矿经济性能不佳,故该部分矿石一直进行堆放未得到应用。本文通过对原矿性质进行分析,引入新型磁悬浮精选机作为磁选精选设备,同时设计三条全磁工艺流程进行工业试验,均可得到TFe品位64.5%以上的合格铁精矿,同时铁精矿中杂质元素K、Na、Si含量远低于浮选工艺流程。其中,自主开发的阶段磨选-磁悬浮联合分级分选流程,在细磨至-0.074 mm粒级含量95%情况下,最终可得到铁精矿TFe品位64.5%、磁性铁回收率95.07%的优良技术指标,分选效率高,效果好。现场应用后可实现白云鄂博低品位含铁矿经济性绿色利用,经济效益显著,同时极大地延长了白云鄂博铁资源的供给年限,对国家自有铁矿石产能接续、矿山自身可持续发展及资源绿色利用具有深远意义。

酒钢7号高炉低品位矿冶炼的应对措施

为降低生铁成本,酒钢7号高炉烧结矿配比由58%提高至70%,人炉品位由54%下降至51%。低品位矿冶炼条件下,高炉操作难度高,易导致初始煤气流分布失常,技术经济指标劣化。通过采取原燃料质量延伸管理、炉前出铁组织优化、下部送风制度及风口布局调整、上部装料制度调剂等措施,7号高炉实现长周期稳定顺行,炉缸活跃性未因人炉矿石品位降低而出现明显变化,完成了预期目标。认为,当原燃料质量下降后不宜沿用过去的管理模式,应及时降低治炼强度,炉况稳定后再逐步强化,同时也应统筹兼顾排碱、排锌工作。

低品位蓝晶石制备锂离子电池窑炉用莫来石轻质隔热材料

为实现对低品位蓝晶石的综合利用,以低品位蓝晶石、α-Al_(2)O_(3)微粉和黏土为主要原料,在10 MPa下机压成型,分别经1450和1500℃保温3 h热处理,通过燃尽物法制备了莫来石轻质隔热材料。研究了黏土加入量(加入质量分数分别为5%、10%、15%、20%)和热处理温度(1450、1500℃)对试样体积密度、显气孔率、常温耐压强度、热导率以及抗锂离子电池正极材料侵蚀性能和显微结构的影响。结果表明:黏土的引入促进了试样的致密化和莫来石化反应,提高了试样体积密度、热导率和强度,添加20%(w)黏土的试样经1450℃烧后物理性能最佳,其体积密度为0.88 g·cm^(-3),常温耐压强度为21.0 MPa,热导率为0.25 W·(m·K)^(-1);当热处理温度为1450℃,黏土加入量为10%(w)时,试样具有较好的抗锂离子电池正极材料侵蚀性能。

罗布莎低品位铬铁矿工艺矿物学研究

为查清西藏罗布莎低品位铬铁矿的矿石性质,采用化学分析、光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、EDS微区成分分析等岩矿测试手段,对矿样的化学组成、矿物组成、矿物嵌布特征、主要矿物的工艺粒度、铬元素的赋存状态进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明:矿石有价成分Cr2O3含量18.50%,有害成分MgO和SiO2含量分别为35.32%,26.55%,主要含铬矿物为铝-铁镁铬铁矿,脉石矿物主要为含铬硅酸盐矿物橄榄石和蛇纹石,另含少量的绿泥石、辉石、方解石和铁白云石,以及微量的钾长石、黄铁矿等;铬铁矿嵌布粒度粗细不均,通常与橄榄石、蛇纹石、绿泥石紧密共生,部分微细粒铬铁矿被橄榄石包裹,不易解离;铬元素主要赋存在铬铁矿中,少量赋存在橄榄石、蛇纹石和绿泥石中,铬铁矿单矿物平均含铬39.17%,橄榄石和蛇纹石单矿物平均含铬0.44%,绿泥石单矿物平均含铬1.15%。

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。

还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源

本研究采用还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源,并对氧化铜为添加剂时锡的回收行为进行了探究。结果表明一定条件下,提高熔炼温度、增加焦炭添加量、延长保温时间和增加氧化铜添加量可提高锡回收率;然而温度过高时,渣中铁氧化物被还原为金属铁,并与还原态金属锡发生合金化反应生成熔点较高的Fe-Sn合金,使其在渣金分离过程中易夹带在渣中造成锡损失;熔炼过程添加氧化铜时,其可通过还原反应生成金属铜,继而与金属锡发生合金化反应生成Cu-Sn合金,热力学上降低了产物Sn的活度,促进了锡的还原回收;在焦炭添加量7%、氧化铜添加量5.8%、熔炼温度1 250℃、保温时间150 min条件下,锡回收率可达到95.24%,锡主要分布在Cu-Sn合金(分布比例90.20%)和含锡烟尘(分布比例5.04%)中。本研究实现了低品位锡中矿中锡的高效回收。

低品位滑石提纯工艺试验研究

我国低品位滑石需求量低,但高品位滑石供不应求,为了提高低品位滑石的利用价值,通过化学提纯与水热合成相结合的方法,以低品位滑石、硅酸钠为原料合成高品位滑石。分析了低品位滑石在不同时间下的酸溶解情况,探究了脉石矿物(菱镁矿)完全溶解的最佳时间。通过考查低品位滑石预处理方式、是否煅烧、前驱体形成条件、水热反应温度、时间等因素对产物结晶度和纯度的影响,得到最佳提纯合成工艺条件:在80℃下酸处理2 h后低品位滑石中的菱镁矿完全溶解;在60℃下将酸解混合液与硅酸钠混合,调节体系pH至7~8预反应6 h获得前驱体,前驱体在180℃水热条件下反应13 h,最终制备出了高品位滑石。研究成果可为我国低品位滑石的高值化利用提供借鉴。

低品位铋多金属精矿加压碱浸分离钼、钨、硫和铋

针对传统铋精矿冶炼原料适应性差、不适于低品位铋精矿、有价金属综合回收率低、火法冶炼产生低浓度SO_(2)治理难、成本高等问题,以柿竹园低品位铋多金属精矿为原料,提出加压氧化碱浸分离钼、钨、硫和铋的新工艺,研究了碱用量、时间、温度、总压及液固比等因素对钼、钨、硫、铋浸出率的影响。在优化工艺条件下,钼、钨、硫的浸出率分别达99.73%、90.81%和97.69%,铋不浸出在渣中富集,实现了低品位铋多金属精矿中钼、钨、硫与铋的高效分离。

云南某低品位铜矿选矿试验研究

低品位铜矿的高效开发利用对于保障铜资源的安全供给意义重大。针对云南某低品位铜矿,通过详细的工艺矿物学研究、浮选关键参数条件试验及全流程闭路试验,分析矿石中铜矿物的赋存状态,并针对性地开发适宜该矿的浮选工艺与药剂制度。结果表明,该矿石原矿含Cu 0.31%,其中硫化铜占比达93.55%,铜矿物主要为黄铜矿,嵌布粒度较细,呈浸染嵌布于脉石矿物中;粗选采用非极性捕收剂CM-3可以在保证铜回收率的前提下显著提升粗精矿品位,同时扫选采用Z-200进行强化浮铜有利于进一步提升铜回收率;实验室闭路试验在磨矿细度为-74μm占72%的条件下,采用一粗二精三扫流程获得了铜品位23.03%、回收率86.97%的铜精矿。研究结果可为国内低品位铜矿的高效浮选回收提供参考与借鉴。

某高硫低品位铜矿浮选试验研究

安徽某高硫低品位铜矿硫品位41.30%、铜品位0.53%,易氧化,选矿指标不稳定。为了改善铜硫分离效果,研究了磨矿细度、药剂种类和药剂用量等对浮选指标的影响。结果表明,磨矿细度-0.074 mm粒级占83.88%,采用一粗二精二扫闭路浮选流程,以CaO+Na_(2)S为组合抑制剂、Z-200为捕收剂、2#油为起泡剂,获得了铜品位15.27%、回收率80.96%的技术指标。试验结果可为高硫低品位铜矿浮选回收铜提供参考。

低品位硼镁矿机械活化特性

这是一篇矿业工程领域的论文。本文通过SEM-EDS、XRD、FT-IR、激光粒度分析等手段对机械活化后的硼镁矿粉进行了表征。结果表明硼镁矿的晶体结构在机械力的作用下发生改变,由规则有序的晶态结构向无序的非晶态结构转变。矿粉粒度分布受机械力的影响作用较大,在球磨机转速200 r/min和球料比10∶1的实验条件下,较佳活化时间为6 h,此时90%的矿粉粒径小于21.5μm;硼镁矿活性与活化后的活性键的数量有关,在一定的活化时间内,硼镁矿活性随着活化时间的增加而提高,但活化时间过长矿粉颗粒在范德华力的作用下发生团聚,反而导致活性降低;机械活化预处理能够降低硼镁矿浸出反应中对硫酸浓度和温度的依赖,显著提高硼镁矿中元素浸出率,实验表明在反应温度25℃、硫酸浓度1.48 mol/L条件下,活化6 h的硼镁矿浸出率较硼镁矿原矿提高了50%,且在较为友好的条件下可制备得到非晶态SiO_(2)。经活化后的硼镁矿与硫酸反应的表观活化能由23.54 kJ/mol减小为9.41 kJ/mol,浸出过程中固体产物层的内扩散是影响硼镁矿与硫酸反应的限制性环节。

某含钼低品位硫化铜矿综合回收钼的选矿研究

针对南美某含钼0.027%、含铜0.45%的低品位铜矿进行了选矿试验研究。应用适宜的浮选药剂,采用铜钼混合浮选-铜钼分离流程,闭路试验获得了铜品位26.93%、铜回收率81.96%的铜精矿和钼品位25.32%、钼回收率76.24%的钼精矿,铜、钼资源得到有效回收。

天然腐殖质材料对低品位磷矿粉水溶性磷的促释效果

低品位磷矿开发应用困难的关键问题在于其活化释放困难以及磷素在土壤中易被固定。将不同添加量的天然腐殖质材料及其衍生物作为促释材料,采用连续水浸提法、X-射线衍射以及红外光谱分析了促释材料对低品位磷矿粉的水溶性磷释放特性以及磷矿粉的结构与成键变化的影响,并通过盆栽试验进一步验证磷矿粉与促释材料在最优配比下的生物肥效。结果表明:随着促释材料添加量的提高,水溶性磷的释放也呈现增加趋势,当天然腐殖质材料和HNO3处理天然腐殖质材料分别与低品位磷矿粉混合的质量比为20︰80时,5次水溶性磷释放总量分别为对照处理的1.54倍和1.72倍。X-射线衍射分析结果表明,天然腐殖质材料或HNO3处理天然腐殖质材料混合低品位磷矿粉经过5次浸提后,P2O5和Ca(PO3)2对应的特征衍射峰出现显著下降。红外光谱分析结果表明,天然腐殖质材料或HNO3处理天然腐殖质材料混合低品位磷矿粉经过5次浸提后,可明显看到位于966 cm^(-1)3-处PO_(4)对称伸缩振动v1吸收峰消失,同时位于1127、673和612 cm^(-1)3-处PO_(4)非对称伸缩振-2-动v3吸收峰、H2PO_(4)相关吸收峰和HPO_(4)相关吸收峰强度均显著下降。盆栽试验进一步表明,天然腐殖质材料或HNO3处理天然腐殖质材料作为一种优质有机物料按照6 g·kg^(-1)或9g·kg^(-1)的施用量同时与低品位磷矿粉按照20︰80的质量比混合后可显著提升土壤的有效磷含量,同时可快速提升土壤有机质含量。天然腐殖质材料按9 g·kg^(-1)的施用量同时与低品位磷矿粉按20︰80的质量比混合,在播种后第14、30、60天土壤有效磷分别较对照处理增加了29.86%、29.47%、36.48%,土壤有机质分别较CK增加34.16%、8.05%、47.40%。HNO3处理天然腐殖质材料按9 g·kg^(-1)的施用量同时与低品位磷矿粉按20︰80的质量比混合,在播种后第14、30、60天土壤有效磷分别较CK增加了36.97%、94.44%、34.51%,土壤有机质分别较CK增加27.29%、14.57%、45.41%。天然腐殖质材料或HNO3处理天然腐殖质材料呈酸性、高比表面积、腐殖质含量高、活性官能团数量多等特性是提升低品位磷矿粉的水溶性磷和土壤有效磷含量的主要原因。

四川马边某低品位磷矿选矿实验

这是是一篇矿物加工工程领域的论文。对四川马边某低品位镁质磷矿开展了化学组分、矿物组成及嵌布特征研究,矿石主要有用矿物为胶磷矿,主要脉石矿物为白云石,有用矿物和脉石嵌布粒度较细,宜采用单一反浮选法实现其经济利用。经一系列条件实验确定矿石适宜磨矿细度为-0.074 mm 65%,浮选工艺为一段粗选、两段精选、两段扫选、中矿顺次返回,以文中浮选闭路工艺流程及参数,在原矿含P_(2)O_(5)18.44%、MgO 9.52%条件下,获得了产率43.97%,P_(2)O_(5)品位33.86%,MgO品位1.35%,P_(2)O_(5)回收率81.84%的磷精矿,工艺成本较低,可使低品位磷矿得到较好经济利用。

攀西橄辉岩型低品位钛铁矿振动脉动与脉动高梯度磁选工艺对比

随开采深度的增加,攀西钛铁矿中易泥化、与钛铁矿磁性差异较小的橄辉岩型钛铁矿含量增多,降低了脉动高梯度磁选机的分选指标,使后续浮选过程中合格钛精矿的生产成本和难度增大。针对这一问题,本文开展振动脉动高梯度磁选与脉动高梯度磁选橄辉岩型低品位钛铁矿的对比试验研究。结果表明:在钛粗精矿的TiO_(2)品位为9.00%、−0.074 mm粒级产率为57.60%的条件下,采用SLon−100周期式脉动高梯度磁选机分选时,所得磁性精矿的TiO_(2)品位为15%~17%,分选精度上限较低;采用SLon-Z−100周期式振动脉动高梯度磁选机分选时,所得磁性精矿的TiO_(2)品位为20%~22%,分选精度上限明显提高。在相近的磁性精矿TiO_(2)品位(15%)或TiO_(2)回收率(73%)条件下,振动脉动高梯度磁选工艺的各项分选指标均明显优于脉动高梯度磁选工艺,表明磁介质振动动态捕获模式具有更高的捕获选择性。

低品位胶磷矿重选中矿浮选试验研究及重浮联合分选工艺

低品位胶磷矿经强化离心重选抛尾后得到了部分合格精矿,但其重选中矿的量仍然较大、品位仍然较高。为更充分地回收磷矿,基于对重选中矿的元素组成、矿物组成和嵌布情况分析,进行了浮选试验,并通过FTIR分析了反浮选的机理,最后将强化离心重选与浮选研究结果加以整合,确定采用重浮联合工艺。研究结果表明:重选中矿的P_(2)O_(5)品位为17.12%,主要矿物为磷灰石、白云石和石英,其细粒级解离相对较充分,但粗粒级(>0.074mm)仍有部分未解离。对重选中矿进行磨矿后浮选,正浮选中随着碳酸钠用量的增加,精矿品位逐渐上升、产率逐渐下降,随着捕收剂ZF-1用量的增加,精矿产率不断上升、品位不断下降,两者最佳用量分别为3.0,1.5kg/t,此时精矿产率和品位分别为67.81%和21.41%;反浮选中随着硫酸用量的增加,精矿产率不断下降,品位则先升高而后趋于稳定,随着捕收剂ZF-2用量的增加,精矿产率不断下降,但下降速度逐渐减小,精矿品位则先升高而后趋于平稳,两者最佳用量分别为5,0.9kg/t,此时精矿产率和品位分别为60.49%和26.97%。FTIR测试发现,最佳试验条件下ZF-2与胶磷矿未发生CO_(3)^(2-)明显吸附,而在白云石表面则发生了化学吸附,并对白云石本身的起到了良好的遮蔽效果,因而起到了反浮选脱除碳酸盐类矿物的目的。将重选与浮选整合,得到重浮联合的最终精矿和最终尾矿,产率和品位分别为39.06%和25.12%,60.94%和8.51%,整体效果良好。

高铁低品位红土镍矿酸浸工艺研究

研究了用硫酸从印尼某高铁低品位红土镍矿中加压酸浸镍、钴、铁,并探讨了浸出渣中铁品位变化及常压、加压下的浸出动力学。结果表明:在酸矿比260 kg/t、温度250℃(对应水蒸气压力4.0 MPa)、液固体积质量比3/1、搅拌速度300 r/min、粒度100目、反应时间1 h条件下,镍、钴、铁浸出率分别为98.1%、98.3%、4.7%,铁品位可达51.3%;加压和常压下,镍、钴浸出过程均符合界面化学反应控制的收缩核模型,加压下反应活化能分别为116、91 kJ/mol,常压下反应活化能分别为41、53 kJ/mol;常压下主要是针铁矿的浸出,高压下主要是铬铁矿、磁铁矿等矿相的浸出。