钼精矿焙烧过程中杂质化合物对烧结行为的影响

在钼精矿焙烧过程中,伴生元素转化及其与二硫化钼的相互作用会引起粉体部分熔化、结块、团聚等烧结现象,严重影响钼焙砂质量和炉子寿命。本文研究了钼精矿焙烧时赋存的杂质(种类和含量)以及焙烧温度对其烧结行为的影响,对其烧结程度进行定量化计算,并观察烧结物中各成分黏结形态的微观形貌。结果表明:钼精矿中SiO_(2)和Al_(2)O_(3)对钼精矿焙烧烧结行为影响很小,而CaO、MgO、Fe_(2)O_(3)、CuO和K_(2)CO_(3)会强化烧结行为;增大反应温度达到MoO_(3)与钼酸盐共晶的临界温度后会加剧团聚现象;增大CaO、CuO和K_(2)CO_(3)含量,对钼精矿烧结行为影响最大。烧结物中各组分之间的黏结形态分为三类,即加SiO_(2)或Al_(2)O_(3)后呈孤立型,加CaO或MgO后呈交叉型,以及加Fe_(2)O_(3)、CuO或K_(2)CO_(3)后呈包裹型。

高钙镁钛精矿沸腾氯化制备TiCl_(4)的热力学及动力学

针对高钙镁钛精矿难以满足沸腾氯化制备四氯化钛工艺问题,从热力学和动力学角度对高钙镁钛原料碳热还原—沸腾氯化制备TiCl_(4)工艺进行了深入研究。结果表明:钛精矿高温碳热还原历程为:FeTiO_(3)→TiO_(2)+Fe→Ti_(n)O_(2) n-1(n=4~9)+Fe→Ti_(3)O_(5)+Fe→Ti_(2)O_(3)+Fe→TiC_(x)O_(1-x)+Fe,碳氧钛生成的温度必须高于1400℃,此时钛精矿中的Ca、Mg、Al、Si、Mn等杂质元素在1800℃以内都不会被还原为对应的碳化物;高钙镁钛铁矿精矿碳热还原制备碳氧钛过程中,失重率随温度升高呈现4阶段上升,其中阶段1和3分别为受扩散控制生成金属Fe和碳氧钛的快速失重段,而阶段2和4分别为金属Fe和碳氧钛形核长大的缓慢失重阶段,4个阶段的表观活化能分别为49.84、-2.24、12.82、-2.53 kJ mol。沸腾氯化过程还原产物中的Fe、MgO和CaO均会优先被氯气氯化,但当存在TiO_(2)时,SiO_(2)和Al_(2)O_(3)则不易被氯化,碳氧钛较适宜沸腾氯化的温度为300~650℃,沸腾氯化前5分钟为还原产物中碳氧钛的快速氯化阶段,主要受表面化学反应的控制,而后5~20分钟为Ti_(2)O_(3)的缓慢氯化阶段,主要受颗粒内部扩散控制的影响。

基于浮选泡沫图像预测精矿品位的研究进展

随着人工智能技术在矿业生产的广泛应用,利用计算机视觉技术提高精矿品位预测的准确性和效率已成为必然趋势。在综述了传统图像处理算法和深度学习算法在精矿品位预测中的应用与发展历程基础上,并探讨了未来的发展趋势和挑战。传统图像处理技术通过提取泡沫图像的尺寸、颜色、纹理和流速等特征,结合分水岭分割、颜色矩、灰度共生矩阵和局部点特征匹配等算法进行特征提取。这些特征在计算资源有限的场景中具有一定的应用价值,但在应对精矿品位预测任务时精度较低。深度学习技术通过构建合适的模型架构并利用大量数据进行训练,能够提取高层语义特征,具有较高的预测精度,与图形处理单元(GPU)等高效运算设备配合使用,可实现高性能和高效率的统一。介绍了支持向量机(SVM)、极限学习机(ELM)等机器学习算法以及多层感知器(MLP)、全连接层和多尺度特征融合等深度学习算法在特征映射和品位预测中的应用,以及深度学习模型的发展历程。最后综述了工业界视觉检测系统的应用现状,并从数据驱动模型、多模态数据融合、算法实时性和数据集规模等方面分析了该领域所面临的挑战和未来发展趋势。

硫精矿中有价金属铜金银的综合回收利用实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。对某含铜金银硫精矿进行了选矿综合回收实验研究,实验结果表明,采用异丁基黄药+乙硫氮组合捕收剂,氧化钙做抑制剂,2^(#)油做起泡剂,经过一次粗选-三次精选-二次扫选的浮选工艺流程,最终可得到铜品位为16.66%、回收率为86.96%,金品位为278.95 g/t,回收率为75.56%;银品位为1848.74 g/t,回收率为78.55%的精矿产品,有效地实现了硫精矿中铜的综合回收,同时使金、银很好地富集在铜精矿中,便于回收利用,选矿指标理想。

米纳斯赤铁精矿配加澳洲精矿制备碱性球团试验研究

为了实现钢铁企业的绿色发展,必须要减少烧结矿的使用,提高球团矿的入炉比例,但是酸性球团的冶金性能较差且会导致高炉渣碱度降低,而碱性球团可解决上述问题。利用磁选后的澳洲精矿和米纳斯赤铁精矿添加石灰石生产碱性球团,并对其原料性能、造球试验以及预热焙烧制度进行研究。研究发现:高压辊磨一次后的米纳斯赤铁精矿即可满足造球要求,碱性球团生产米纳斯赤铁精矿的适宜配比为40%,适宜的预热温度为900~950℃,焙烧温度为1230℃时,焙烧球强度大于2800 N满足生产要求,而且碱性球团的抗压强度和冶金性能都要优于酸性球团。

基于ISSA-HKLSSVM的浮选精矿品位预测方法

针对浮选过程变量滞后、耦合特征及建模样本数量少所导致精矿品位难以准确预测的问题,提出了一种基于改进麻雀搜索算法(Improved Sparrow Search Algorithm,ISSA)优化混核最小二乘支持向量机(Hybrid Kernel Least Squares Support Vector Machine,HKLSSVM)的浮选过程精矿品位预测方法.首先采集浮选现场载流X荧光品位分析仪数据作为建模变量并进行预处理,建立基于最小二乘支持向量机(Least Squares Support Vector Machine,LSSVM)的预测模型,以此构建新型混合核函数,将输入空间映射至高维特征空间,再引入改进麻雀搜索算法对模型参数进行优化,提出基于ISSA-HKLSSVM方法实现精矿品位预测,最后开发基于LabVIEW的浮选精矿品位预测系统对本文提出方法实际验证.实验结果表明,本文提出方法对于浮选过程小样本建模具有良好拟合能力,相比现有方法提高了预测准确率,可实现精矿品位的准确在线预测,为浮选过程的智能调控提供实时可靠的精矿品位反馈信息.

铁精矿粉烧结特性与优化配矿研究——评《钢铁冶金新技术丛书:流态化还原铁矿粉黏结机理及抑制技术》

作者:郭占成公旭中ISBN:9787030421883出版社:科学出版社出版时间:2015-01高炉炼铁是现代钢铁冶炼行业的重要工艺,可将铁从含铁原料、矿石等化合物中还原出来,制备出的生铁可用于锻造加工,制造其他机械零件或炼钢。铁精矿粉作为高炉炼铁的重要原料之一,其烧结特性会直接影响烧结矿的质量,进而影响高炉冶炼的生产运营。由郭占成、公旭中编写,科学出版社出版的《钢铁冶金新技术丛书:流态化还原铁矿粉黏结机理及抑制技术》,对铁精矿粉的烧结特性进行了分析,提出高炉冶炼优化配矿、提高烧结矿质量的可靠措施。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

放射性铌铁精矿中铀钍的脱除及分离

通过对国内某企业进口放射性铌铁精矿进行工艺矿物学分析,确定该精矿的主要矿相为烧绿石,同时伴生钛铁矿和白云母,矿石中放射性元素U和Th的含量分别为0.27%和1.03%。针对该铌铁精矿,探索H_(2) SO_(4)-Fe(Ⅲ)、H_(2)SO_(4)-HF-H_(2)O_(2)、H_(2)SO_(4)-HF、H_(2)SO_(4)-HF-H_(2)O_(2)-(NH_(4))_(2)CO_(3)体系中U和Th的浸出及分离效果,最终确定H_(2) SO_(4)-HF-H_(2)O_(2)-(NH_(4))_(2)CO_(3)多段浸出工艺能有效实现U和Th的脱除与分离。U、Th的脱除率分别为100%和80%。基于研究提出了铌铁精矿U、Th脱除及分离工艺流程。

锌氧压酸浸硫精矿和硫尾矿的矿物学特征与环境活性

采用电感耦合(ICP-OES)、X射线衍射(XRD)、扫面电镜-能谱(SEM-EDS)、红外光谱(FTIR)及差热差重(TG-DTA)等多种检测方法对锌氧压酸浸硫精矿和硫尾矿的化学组成、粒度分布、物相结构等进行研究,并采用毒性浸出程序(TCLP)法考察其短期环境活性。研究结果表明:硫精矿1和硫精矿2主要以球状的单质硫存在,其中,少量硫精矿1以小颗粒的闪锌矿、黄铁矿等附着于块状的铁矾颗粒上,平均粒径为22.1μm;少量硫精矿2以块状的闪锌矿、黄铁矿和小颗粒存在,平均粒径为59.2μm。2种硫精矿在185~340℃时会剧烈燃烧,热稳定性较差。2种硫尾矿主要以块状的铅黄铁矾和黄钠铁矾存在,其中,硫尾矿1平均粒径为21.1μm;硫尾矿2含一定的赤铁矿(16.86%),平均粒径为5.3μm。硫精矿和硫尾矿中锌和镉元素在弱酸条件下不稳定,硫尾矿1中锌和镉的浸出量分别超标1.93倍和2.50倍;硫精矿2的分别超标2.03倍和6.56倍,硫尾矿1的分别超标3.46倍和5.94倍,硫尾矿2的分别超标11.10倍和8.28倍。

铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离参数优化试验研究

方铅矿与黄铜矿的分离一直是选矿领域的难点,使用硫酸预氧化可选择性抑制方铅矿表面可浮性,使得两种矿物可浮性产生差异,实现浮选分离。针对铜铅混合精矿硫酸预氧化-浮选分离工艺进行了系统的参数优化。首先,利用单因素试验,分析了预氧化硫酸浓度、温度、时间等关键因素对铜铅混合精矿浮选分离效果的影响;其次,利用正交试验分析,建立了预氧化过程中各影响因素与浮选指标之间的数学模型;通过模型求解,得到最佳预氧化条件为硫酸浓度5 mol/L、时间40 min、温度100℃。最后在上述条件下进行了混合精矿预氧化-浮选闭路试验,获得了铜精矿Cu品位18.03%,Cu回收率94.52%;铅精矿Pb品位47.12%,Pb回收率为91.29%的良好指标,铜铅分离效果显著,对铜铅硫化混合精矿的浮选高效分离提供了一定的借鉴。

红砖掺杂改性白云鄂博铁精矿载氧体性能

采用机械混合法,添加建筑固废红砖粉末制备改性白云鄂博铁精矿载氧体,通过热重分析仪和管式炉实验,分析红砖粉末添加量对CO化学链燃烧性能优化效果,并通过扫描电子显微镜、X射线衍射、比表面积分析以及动力学分析等表征手段分析其机制。结果表明,通过DTG曲线可以看出白云鄂博铁精矿载氧体与CO的反应温度基本都高于800℃,红砖粉末改性载氧体可以提升化学链燃烧反应速率,加快反应进程,特别是2.5%红砖改性样品,在950℃下反应效果是最优的,CO_(2)产率达到了87%;通过对程序升温实验数据进行动力学分析,发现红砖粉末可以缩短其与CO的反应时间,加快反应进程,并且基于循环反应实验,改性载氧体表现出了更稳定的碳转化率。其反应能力的提升和循环稳定性的加强主要是由于红砖粉末使载氧体具有更高的比表面积和孔隙结构所致。

铅精矿侧吹熔炼气-液多相流动过程数值模拟

铅精矿富氧侧吹熔池熔炼技术具备原料适用范围广、炉体使用寿命长、废热废料利用率高、热量有效利用率高等诸多特点,在炼铅工艺中占有重要地位。基于VOF多相流模型与Realizable k-ε湍流模型建立了侧吹炉内的多相湍流流动过程数值仿真模型,并利用物理模型对仿真可靠性进行了验证。模拟研究了喷枪喷气速度、喷嘴排布方式以及渣液位高度对熔池搅拌效果的影响,确定了喷枪结构不变的情况下,最佳的工艺条件为喷枪喷气速度100~150 m/s、渣液位高度1.6~1.7 m。

镓精矿氢氧化钠浸出过程镓的浸出行为

从湿法炼锌工艺中得到的镓精矿是制备金属镓重要的中间产品,氢氧化钠浸出镓精矿制备电积前液是制备高品质金属镓的生产关键环节。通过研究氢氧化钠浸出镓精矿过程中添加剂的种类、添加剂用量、氢氧化钠浓度、浸出液固比、反应温度和浸出时间等工艺参数,分析了各工艺参数在镓精矿浸出过程中对Ga、Al的浸出率及浸出滤液过滤性能的影响。结果表明,在添加剂CaO 15%、NaOH浓度3 mol/L、液固比L/S=10、反应温度80℃、浸出时间120 min的最优条件下,Ga的浸出率为98.15%,Al的浸出率为53.01%,浸出滤液过滤速度为108.88 mL/min,添加剂CaO在反应过程中生成的铝酸钙作为滤饼支撑骨架,有效改善了浸出滤液的过滤性能。

白云鄂博稀土混合精矿工艺矿物学研究

目前白云鄂博稀土元素的提取主要采用重污染和高能耗的高温浓硫酸焙烧法,“三废”问题至今没有得到合理的解决,且钍元素作为一种伴生组分难以得到再回收利用。采用自动矿物分析仪、X射线衍射分析、扫描电镜分析、配分分析、光学显微镜等分析方法对白云鄂博稀土混合精矿的化学成分、矿物组成、粒度及嵌布特征等进行了工艺矿物学研究,结果表明,该稀土混合精矿REO品位为59.25%,主要稀土矿物由氟碳铈矿、独居石和氟碳钙铈矿组成,主要脉石矿物为磷灰石、萤石、黄铁矿和磁/赤铁矿。在矿物中主要分布的稀土元素为La、Ce、Pr、Nd、Sm、Gd。矿样中矿石-38μm粒级含量占95.92%,氟碳铈矿和独居石单体解离度均在55%以上,矿石整体嵌布特征较为复杂,稀土矿物与萤石和磷灰石的连生关系最为密切。为简化冶金工艺,高效提取稀土元素,提出了采用矿相转化后“浮少抑多”的方法分离氟碳铈矿和独居石的展望,为白云鄂博稀土混合精矿的合理开发应用提供新思路。

HYIC捕收剂强化鞍千混合磁选精矿反浮选效果试验

鞍千选矿厂为了优化选别工艺中的反浮选效果,取浮选入选的混合磁选精矿进行浮选试验,进行了抑制剂、活化剂、捕收剂用量及常规捕收剂TD-Ⅱ与新型捕收剂HYIC浮选效果对比试验。试验结果表明:固定矿浆pH值为11.5、抑制剂淀粉用量1200 g/t、活化剂CaO用量500 g/t、粗选捕收剂用量800 g/t、精选捕收剂用量300 g/t,采用常规捕收剂TD-Ⅱ时,闭路试验获得了精矿铁品位68.20%、铁回收率88.73%的选别指标;采用新型捕收剂HYIC时,闭路试验获得了精矿铁品位68.25%、铁回收率90.04%的选别指标;使用捕收剂HYIC比采用捕收剂TD-Ⅱ所获得的浮选精矿产率、铁品位、铁回收率分别高0.91,0.05,1.31个百分点,捕收剂HYIC可以强化反浮选效果,提高选厂的经济效益。

锌精矿氧压浸出技术研究进展

传统湿法炼锌工艺存在烟气处理成本高、综合回收率低等问题,近年来,氧压浸出技术因其原料适应性强、锌回收率高、环境污染小等优点被应用于锌冶炼工业。介绍了锌精矿氧压浸出的生产工艺,论述了浸出过程反应的基本原理,以及离子催化、温度、酸度、分散剂等条件对浸出过程离子行为的影响与机理。讨论了锌精矿中伴生元素铁、镓、锗、铟、银等的浸出行为及在不同浸出条件下浸出行为的变化。

河北某普通磁铁矿制备超纯铁精矿试验研究

河北某普通磁铁矿TFe品位为65.25%,矿石性质结构简单,具有制备超纯铁精矿的潜力。研究采用多元素及X射线衍射图、物相分析等方法对原矿进行了工艺矿物学研究,并在此基础上对其进行了提纯试验。结果表明,原矿经过弱磁选粗选后,在磨矿细度-0.038 mm占85%的条件下经弱磁选再选、磁选柱精选得到TFe品位为71.31%的磁选柱精矿以及TFe品位68.12%、产率为3.32%的磁选柱铁尾矿。通过进一步考察药剂制度和工艺流程对铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度。而后磁选柱精矿经1粗3精反浮选降硅工艺试验流程,最终可获得含TFe品位71.95%、综合回收率为80.50%的超纯铁精矿,浮选尾矿TFe品位68.17%符合普通铁精矿标准。通过对选别产品进行试样化学成分分析及残余药剂测定,进一步证明该工艺流程可以实现超纯铁精矿的制备。该工艺在抛尾率为10.79%条件下,将原矿样的73.04%转化为超纯铁精矿,对这一地区超纯铁精矿的制备具有重要的指导意义,也为国内其他地区磁铁矿制备超纯铁精矿的研究提供了一定的参考价值。

弓长岭某磁铁矿高效制备超级铁精矿研究

超级铁精矿作为一种高附加值的新型材料,具有巨大的发展潜力。弓长岭某磁铁矿TFe品位45.62%,SiO_(2)是其主要的脉石成分,含量为33.21%,有害元素P、S含量较低。矿石中的铁主要赋存在磁铁矿中,占全铁的95.05%。矿石中磁铁矿粒度较粗,主要分布在+0.074mm,分布率为82.37%。磁铁矿主要以单体形式产出,部分微细粒石英以包裹、反包裹和细脉状嵌布于磁铁矿中,较难完全解离。为实现该矿石的高值化利用,开展了超级铁精矿制备工艺研究。结果表明,采用阶段磨矿—阶段磁选—反浮选工艺处理该磁铁矿石,在一段磨矿细度为-0.074mm占65%、二段磨矿细度为-0.025mm占90%、反浮选工艺中粗选和精选的捕收剂用量均为25g/t的条件下,可以获得TFe品位72.35%、回收率为81.03%、SiO_(2)含量为0.17%、酸不溶物为0.19%、其他杂质含量微量的高品质超级铁精矿,以及TFe品位71.37%、回收率为6.07%的高纯铁精矿和TFe品位60.26%、回收率为6.71%的普通铁精矿,为磁铁矿的高附加值和梯级化利用提供了技术依据。

锌浸渣浮选银精矿还原焙烧一低酸浸出脱锌

以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明:在碳粉加入量10%、焙烧温度600℃、时间120 min、原料粒度-0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙烧产物中可溶锌率达到85.83%。在硫酸终点pH为2、液固比5 mL/g、浸出温度70℃、浸出时间90 min优化条件下,对焙烧产物进行选择性浸出,锌和铁的浸出率分别为84.23%和34.71%。浸出渣中未溶解铁锌氧化物主要为还原焙烧过程中团聚成块的大颗粒及被硫酸铅熔化包裹形成的颗粒。