淮河以南若干中小城市燃料煤硫品位的控制标准

采用国家二级标准(O.15mg·m^(-3))作为南方中小城市的环境标准值,硫品位标准应控制在1.32%以下.对比南方各中小城市1987年使用的煤硫品位,在98个城市中,有44个城市符合标准,另有54个城市应控制高硫煤使用量或应用脱硫技术.以减少大气中SO_2浓度.

硫铁矿焙烧降低排渣硫品位生产实践

为了解决硫铁矿焙烧过程中排渣硫品位高的问题,对两个系统焙烧产品进行了取样分析,查明了铁硫指标,认为焙烧温度对硫铁矿燃烧速度的影响很大,炉窑灰中和产物硫富集也是一个原因,改进后炉温升高,渣硫品位明显降低,总排渣硫品位由4.787%降低到1.555%,满足资源综合利用要求。另外还提出了分离出硫品位高的中和物,对粉尘进行回收处理的建议。

硫品位对难处理金精矿热压预氧化工艺的影响

通过配矿对不同硫品位的金矿进行热压预氧化-氰化试验研究,从而获得硫品位与砷、铁、金浸出率的相互关系。结果表明:砷、铁的溶出率以及氧化渣的石灰耗量均随着硫品位的提高有升高趋势,而金的浸出率则与硫品位呈反比关系。

低品位高硫铝土矿反浮选同步脱硫硅试验

重庆某低品位高硫铝土矿石Al2O3含量为59.79%,Si O2含量为13.06%,S含量达1.82%,铝硅比为4.58;矿石中的含铝矿物主要为一水硬铝石,一水软铝石少量;硅酸盐矿物种类较复杂,主要有绿泥石、高岭石、伊利石和石英等;硫主要以黄铁矿的形态存在。矿石中高岭石、伊利石、绿泥石等共生关系密切,且与一水硬铝石的嵌布关系较复杂,黄铁矿晶形较规则、嵌布粒度较粗。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,矿石在磨矿细度为-0.075 mm占77%、矿浆p H=8.5的情况下,以碳酸钠为p H调整剂,无水硫酸铜为活化剂,无机高分子聚合硅酸盐为抑制剂,丁基钠黄药为脱硫捕收剂,松醇油为起泡剂,自主研发的多胺类组合药剂为脱硅捕收剂,采用1粗2扫1精、中矿顺序返回流程处理,可获得Al2O3含量为65.35%、S含量为0.19%、Si O2含量为9.85%、铝硅比为6.63、Al2O3回收率为83.47%的铝精矿,试验指标较理想。

提高德兴铜矿硫精矿品位的研究

通过研究不同工艺条件对黄铁矿可浮性的影响,优化了选硫工艺条件,使硫精矿品位从30%提高到49%以上,获得了高品位硫精矿。该品位的硫精矿制酸后产生的炉渣含铁达到63%以上,可以作为钢铁生产原料,这有利于提高资源的综合利用率。

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用p H=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 m L/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至p H=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为2mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出—硫浮选—铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。

用高品位高硫铝土矿生产氧化铝时的除硫新方法研究

本文研究了贵州高硫型高品位铝土矿溶出性能,考查了石灰添加量、溶出温度、苛性碱浓度和溶出时间对氧化铝溶出率的影响以及铝土矿的硫向溶液中的转化率(即硫的溶出率)的影响;还研究了用铝酸钡净化拜耳赤泥洗液的除硫条件和效果。

含金高品位硫精矿沸腾焙烧工业试验研究

以某含金高品位硫精矿为试验原料,在理化性能分析基础上,利用10万t/a焙烧制酸装置对其进行沸腾焙烧工业试验,同时使用HSC6.0软件对焙烧反应热力学和平衡组分进行模拟计算,考察了焙烧强度对混合渣产率、焙烧质量、元素分布特性和各排渣口回收渣占比的影响,并对焙烧反应机理进行了探究。结果表明:硫精矿粒度较细,-0.074 mm占比达95.58%,沸腾焙烧过程中没有溢流渣产出。焙烧强度对混合渣产率影响较小,随着焙烧强度的增加,混合渣中锅炉渣、旋风渣占比先升高后降低,电收尘渣占比先降低后升高。锅炉渣中Au、Fe品位较高,其余杂质元素品位较低,可通过增加锅炉渣占比降低混合渣中杂质元素品位。在5.9 t/(m^(2)·d)的适宜焙烧强度下,硫精矿S脱除率和混合渣Fe品位分别为98.71%和64.78%,锅炉渣和电收尘渣在混合渣中占比分别为57.92%和3.96%。当温度升高到650℃时,硫酸渣中Fe_(2)O_(3)可能会发生分解反应生成Fe_(3)O_(4)。

模糊综合评判优选深部高硫高品位矿体采矿方法的研究

模糊综合评判是一种科学的决策方法。文中运用该法对高硫高品位矿体的采矿方法进行优选 ,实践表明 ,模糊综合评判在采矿方法方案优选中具有很强的实用价值。

卤素给予体对高品位不溶硫稳定性的影响

在不溶硫萃取过程中 ,通过加入卤素给予体来提高高品位不溶硫的稳定性。在研究高品位不溶硫的稳定性理论和卤素给予体的作用机理的基础上 ,采用单因素法确定了卤素给予体的最佳品种、最佳用量和最佳反应时间。

贵州高硫高品位铝土矿硫溶出性能研究

对不同硫含量的贵州高硫铝土矿硫的溶出率进行了研究。在铝土矿硫含量一定的条件下,考查石灰添加量、溶出温度、苛性碱浓度和溶出时间等对硫的溶出率的影响,得出对硫溶出率影响较大的影响因素。实验结果表明,中等硫含量的高硫铝土矿能得到较低硫溶出率,较适宜的溶出条件为溶出温度260℃,碱浓度195 g/l,石灰添加量CaO12%,时间50 min.

一种用低品位硫铁矿矿石生产高品位硫精矿的方法（CN101234363）

以含硫品位8％～25％的硫铁矿矿石为原料，经破碎、磨矿，使硫铁矿与脉石矿物单体解离，矿浆给到螺旋溜槽上粗选获得含硫品位在20％～35％的粗精矿；该粗精矿给到摇床上进行精选，获得含硫品位大于50％的硫精矿和摇床中矿，摇床中矿加硫酸，

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。

低品位含金硫精矿碱硫氧压浸金试验

对某低品位含金硫精矿开展氧压酸浸产元素硫、碱硫氧压浸取金银试验。酸浸试验最佳条件为:浸出温度130℃、浸出时间300min、浸出压力1.6 MPa、液固比4:1、始酸浓度20g/L、木质素2‰;碱硫氧压浸金试验最佳条件为:浸金剂(石灰+硫磺)为总干矿的40%、硫碱质量比0.35、催化剂Cu(NH_3)_4^(2+)0.06mol/L、活化剂木质素占干矿的0.2%、氧压0.4 MPa、温度105℃、浸金时间5h,在此条件下金、银的浸出率分别为88.23%和61.35%。

低品位含金硫精矿综合回收金选冶试验

介绍了某公司铜硫矿石浮选硫精矿在金品位为1.6 g/t,硫品位为49.68%的条件下,通过焙烧—浸出—碳浆吸附工艺综合回收金,最后获得的金总回收率达到80.57%,同时产生的选金后的尾砂含铁品位为66.45%,含硫量为0.66%,可做为铁精矿直接出售,经济效益显著。

高硫低品位硫酸渣“热液碱熔分”试验研究

对云南某高硫低品位硫酸渣进行了“热液碱熔分”试验研究,采用HSC、SEM-EDS、XRD等分析检测结果阐述了提铁除杂的机理,结果表明:原料中Fe品位为51.34%,S质量分数为1.95%,杂质矿物主要由SiO_(2)和Al_(2)O_(3)组成;在NaOH质量分数为30%、熔分温度为200℃、熔分时间为90 min、液固比为2∶1的条件下,获得了Fe品位为60.03%、S质量分数为0.05%的合格铁精矿。基础理论分析及样品特性研究结果表明,高硫低品位硫酸渣经过热液碱熔分后,Fe、O元素明显富集,含S、Si、Al矿物由难溶性向可溶性转变。研究成果可以为类似硫酸渣的二次利用提供理论基础和技术支撑。

低品位硫矿石利用扩建项目增量内部收益率问题及分析

某矿山低品位硫矿石利用扩建项目经济评价,根据"有项目""无项目"评价体系,采用增量内部收益率和增量项目净现值指标进行评价分析,通过计算2个指标的评价结论截然相反。分析发现矿山作为资源项目具有不可再生性和耗竭性,可采资源是恒定的,导致"有项目""无项目"时计算期不同,出现多个内部收益率,指标无参考意义。通过对项目效益和费用进行统计分析,对矿山原有的剥离、建筑构筑物、总图等工程根据一定的比例按利旧处理,与新增投资一起计入投资费用,按新建项目体系进行经济评价,认为是一种比较好的处理方式,满足评价体系要求。

广西某高硫低品位碳酸锰矿选矿试验研究

广西某低品位锰矿石含锰7.34%、含硫6.47%,锰主要以碳酸锰形式存在。针对矿石性质,对锰的回收进行了浮选、跳汰重选、摇床重选、湿式强磁选探索试验,试验结果表明,湿式强磁选是处理该矿合理的工艺流程。通过一次粗选、两次精选、一次扫选强磁选、中矿返回再选的试验流程,获得锰品位17.24%、硫品位4.81%、锰回收率81.11%的磁精矿,将磁精矿磨矿至-74μm占90%,进行一次粗选一次扫选脱硫,最终获得锰品位19.72%、硫品位0.78%、锰回收率80.25%的锰精矿。

复杂微细粒低品位硫回收试验研究

针对凡口铅锌矿选硫尾矿中复杂微细粒低品位硫的特点,采用浮选法回收硫,考察了试样的自然可浮性以及捕收剂用量、起泡剂用量、浮选浓度对浮选指标的影响。试验结果表明,经一粗一精一扫和粗硫精矿脱铅锌后,可得到硫精矿品位43.02%,硫回收率77.85%的指标。

锌浸出渣-低品位氧硫铅锌矿富氧侧吹熔池熔炼渣型理论研究

锌浸出渣-低品位氧硫铅锌矿富氧侧吹熔池熔炼工艺可实现低品位氧硫铅锌矿的高效利用,但目前存在能耗高、生产率低的问题,主要是由于熔渣熔化温度高、流动性差。采用Factsage热力学软件,通过计算研究不同熔渣成分对熔渣熔化温度的影响。结果表明,熔渣的熔化温度随着渣矿质量比的减小而逐渐增大;在同一渣矿质量比下,二元碱度对熔渣熔化温度影响巨大,其随着碱度减小呈现先降低后升高的趋势。当渣矿质量比为3.07、w(CaO)/w(SiO_(2))=0.5时,熔渣熔化温度达到最低值1327℃。