锡铁山铅锌矿选矿工艺沿革评述

锡铁山铅锌矿矿石中主要金属矿物为黄铁矿、铁闪锌矿、方铅矿,矿石中有用矿物以交代结构为主,嵌布粒度较粗,属易选矿石类型。为高效综合回收铅锌矿石资源,并为选矿厂技术改造提供技术依据,分析了该选厂建立以来工艺流程的变革情况。分析认为,在早期采用的选矿工艺流程及药剂条件下,存在锌回收率不高、伴生金银回收率较低及黄铁矿未能综合回收等问题。目前选厂确定了Ⅰ、Ⅱ、Ⅲ系列采用铅优先浮选—锌硫混合浮选—锌硫分离工艺流程,Ⅳ系列采用电位调控浮选流程,取得的各项技术指标稳定、良好。指出了现有选矿工艺存在的问题及以后技术发展的努力方向,对选矿厂下一步工艺流程的升级改造具有指导意义。

混合嗜酸硫杆菌浸出低品位磷矿的正交实验研究

以某矿酸性矿土中分离的嗜酸氧化亚铁硫杆菌和嗜酸氧化硫硫杆菌形成的混合菌为浸磷菌种、黄铁矿为能源物质、无磷无铁9K培养基为浸矿培养基,对混合菌浸出低品位磷矿石(w(P2O5)为22.8%)的浸磷条件进行了单因素优化和正交实验研究。结果表明,最优浸磷的适宜条件是,矿浆浓度为15 g/L,菌种体积浓度为15%,初始pH值为1.5,磷的浸出率为51.07%。

电熔镁砂制备工艺及熔炼过程

电熔镁砂是重要的工业原材料,其生产工艺简单,主要以菱镁石为原料,采用电弧炉熔融法制备而成。文章介绍了我国电熔镁砂制备工艺技术方面的研究成果,主要表现在选择适宜的化学添加剂改善镁砂的性能以及高效新工艺的开发。并以青海西部镁业生产的高纯氢氧化镁中间体作为原料,继续加工煅烧生产电熔镁砂产品的制备工艺进行了举例说明。在此基础上,分析了电熔镁砂熔融、结晶过程,主要是Si、Al、Ca、Fe等杂质成分的迁移规律以及熔炼温度对Mg O结晶过程的影响。最后指出自动化、智能化、节能化的高温电弧炉生产装备是今后研发的重点,以盐湖卤水制备高纯氢氧化镁作为中间体,制备高纯电熔镁砂是今后发展的主流方向。

四川会东某铅锌矿石选矿工艺优化研究

四川会东某高泥铅锌矿石主要有价组分铅、锌、银含量分别为1.01%、6.30%、34.89 g/t,铅矿物以方铅矿为主,锌矿物以闪锌矿为主。由于现场浮铅时抑锌效果不理想,即使浮选工艺流程冗长,但铅、锌精矿指标仍不理想。试验引进新型、高效抑制剂XKY-02配合硫酸锌抑锌浮铅,再活化选锌,在磨矿细度为-200目占80%的情况下,采用1粗2精1扫浮选选铅、1粗1精1扫浮选选锌、中矿顺序返回流程处理矿石,获得了铅品位为55.77%、银品位为571.72 g/t、含锌6.70%、铅回收率为71.05%、银回收率为21.17%的铅精矿,以及锌品位为56.06%、银品位为244.87 g/t、含铅1.04%、锌回收率为92.59%、银回收率为72.99%的锌精矿。与现场工艺相比,铅、锌选矿工艺段数明显减少,但精矿指标明显改善。

混合菌浸出低品位磷矿工艺研究

分析了湖北宜昌某低品位磷矿的矿物学特征,考察了该磷矿的生物浸出特性,提出添加黄铁矿来消除因耗酸脉石多、S含量低等矿石性质对磷矿生物浸出过程所造成的不利影响。开展了添加黄铁矿条件下用嗜酸氧化亚铁硫杆菌、嗜酸氧化硫硫杆菌以及氧化亚铁钩端螺旋菌的混合菌种浸出该磷矿的研究,主要考察了细菌培养时间、磷矿磨矿细度、黄铁矿加入量以及黄铁矿磨矿细度对生物浸出过程的影响,得出了实验室条件下细菌浸出该磷矿的适宜参数:菌液培养72 h接种,磷矿磨矿细度<0.044 mm,黄铁矿加入量25 g/L,黄铁矿磨矿细度<0.044 mm,20 d浸出周期内磷矿浸出率可达96%。

嗜酸硫杆菌浸出胶磷矿的工艺研究

从湖北某酸性矿土中富集、分离和纯化获得了一株氧化硫硫杆菌(Thiobacillus thiooxidans,Tt),并对驯化4次的该菌浸出胶磷矿中磷的工艺条件进行了初步探索。结果显示,在接种量为30%,初始pH为2.0,磷矿浓度为10 g/L,颗粒度-0.074 mm粒级占68%,黄铁矿加入量为10 g/L,浸矿10 d后浸磷率可达到90.71%。

氢化物发生-原子荧光光谱法同时测定铅锭中砷锑

国家标准方法 GB/T 4103.2—2012和GB/T 4103.6—2012分别采用不同的溶样方式,用氢化物-原子荧光光谱法(HG-AFS)测定了铅及铅合金中锑和砷,流程较为繁琐。实验采用硝酸溶解样品,通过加入硫酸沉淀除去了铅基体,同时通过加热硫酸冒烟控制溶液酸度避免了锑的水解,据此建立了一次溶样,即可用HG-AFS同时测定样品中砷和锑含量。实验表明,在优化的工作条件下测定,砷和锑校准曲线的相关系数均不小于0.999 7,方法检出限分别为0.000 5μg/L和0.000 7μg/L。干扰试验表明,样品样品中的共存元素对测定不干扰。将实验方法应用于铅锭实际样品中砷和锑的测定,检测值与国家标准方法GB/T 4103.2—2012、GB/T 4103.6—2012或IREAC-ZY-PB01检测值基本一致,砷和锑测定结果的相对标准偏差(RSD,n=6)为1.8%~2.0%。

基体分离-电感耦合等离子体原子发射光谱(ICP-AES)法测定精铋中10种杂质元素

采用电感耦合等离子体原子发射光谱(ICP-AES)法测定精铋中Cd、Co、Cu、Fe、Mg、Mn、Ni、Pb、Ti、Zn等十种杂质元素,样品用优级纯硝酸溶解,往60℃左右的溶液中,滴加氨水(1+1),控制pH值在3.0~4.0。考察了温度、酸度、沉降时间对铋的去除率和对检测结果的影响。根据分析线的选择原则,结合待测元素的检测范围,选择无干扰、峰形对称、灵敏度适中的谱线作为分析线(Cd 228.802 nm、Co 237.862 nm、Cu 324.754 nm、Fe 259.940 nm、Mg 279.553 nm、Mn 257.610 nm、Ni 231.604 nm、Pb 182.205 nm、Ti 323.452 nm、Zn 213.856 nm)。各元素的质量浓度在一定范围内与其发射强度呈线性,校准工作曲线的线性相关系数均大于0.9997,各元素检出限为0.002~0.253μg/g。按照实验方法测定精铋实际样品,结果的相对标准偏差(RSD,n=9)为2.5%~9.8%,加标回收率为95.1%~102%,满足检测要求。

新疆某低品位难选铜镍矿石选矿试验

新疆某低品位难选铜镍矿石铜、镍品位分别为0.23%和0.69%,现场采用预选脱除滑石—铜镍混合浮选再分离铜流程获得铜精矿和铜镍混合精矿,铜镍回收率较低。为给现场工艺流程改造提供依据,进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占80%条件下,以六偏磷酸钠+CMC为抑制剂、硫酸铜为活化剂、Z-200+J622为捕收剂,经1粗2精1扫铜镍混合浮选,铜镍混合精矿经3次铜精选,获得了含铜18.08%、铜回收率52.17%的铜精矿和含铜2.81%、含镍16.25%、铜回收率41.73%、镍回收率81.78%的铜镍混合精矿。与现场生产指标相比,铜、镍回收率分别提高了9.67和3.45个百分点,浮选指标明显得到改善。

电感耦合等离子体原子发射光谱（ICP-AES）法测定铜阳极泥中的金含量

实验采用某铜冶炼生产企业的铜阳极泥样品,对其中的金含量进行测定。用王水溶解样品,王水(3%)定容至100mL容量瓶中,用电感耦合等离子体原子发射光谱法测定。实验表明,选择Au242.795nm为分析谱线,方法检出限为(n=11)0.09μg/mL,测定下限为0.27μg/mL,加标回收率在97%~107%,线性相关系数为0.999928,分析结果满足要求。

重铬酸钾容量法测定铅锌矿石中砷含量

介绍矿石中伴有少量的砷影响矿石中铅锌的浮选,该方法与其它测定方法比较,具有方便、快捷、节省物力人力及对环境污染少等优点,能够满足多种矿物中砷测定要求,实验结果表明,重铬酸钾容量法能准确测量铅锌矿石中砷含量,样品回收率可达97.4~101.3,对选矿工艺有重要的指导意义。

基于EDTA容量法的锑高铅矿石中铅含量检测研究

目前,利用国标方法检测锑高铅矿石中铅含量已经无法满足现阶段的工业需求,针对此,本文提出基于EDTA容量法检测锑高铅矿石的铅含量。该方法采用硝硫混酸溶解试样,加入适量的酒石酸络合锑及铋等部分干扰元素,在PH5.5—6.0醋酸—醋酸钠缓冲溶液中将硫酸铅转化为醋酸铅,以二甲酚橙为指示剂,EDTA法测定铅含量。通过步骤优化,基本做到符合工业细化标准的锑高铅矿石中铅含量检测标准,经过与参考物质比对,结果与推荐值吻合。

电感耦合等离子体发射光谱法(ICP-AES)测定蒸氨废液中Mg、K、Na、SO42-的含量

试验采用电感耦合等离子体发射光谱法快速测定蒸氨废液中Mg、K、Na、SO42-(以S计)的含量,样品经稀释酸化直接用此法进行测定。考察了用盐酸、硝酸酸化、不同钙元素的浓度对测试结果的影响。根据分析线的选择原则,结合待测元素的检测范围,选择无干扰、峰形对称、灵敏度适中的谱线作为分析线Mg279.553 nm、K766.490 nm、Na589.59nm、S182.034nm。各元素的质量浓度在一定范围内与其发射强度呈线性,校准工作曲线的线性相关系数均大于0.9991方法各元素检出限为0.0015μg/mL~0.0486μg/mL。按照实验方法测定蒸氨废液实际样品,结果的相对标准偏差(RSD,n=9)为2.0%~9.5%,加标回收率为97.0%~105.0%,满足检测要求。

浮选粒度及浓度对铅锌硫化矿浮选分离的影响

浮选粒度及浓度是影响铅锌选矿指标的重要工艺参数。为进一步提高锡铁山矿铅锌浮选指标,节省选矿生产成本,重点考察了浮选粒度及浓度对铅锌选矿效果的影响。浮选试验结果表明,适合该矿石浮选的最佳浮选粒度为-0.074 mm占55%;选铅浮选浓度为48%,选铅尾矿无需浓缩后选锌浮选浓度为47%。在该条件下,利用现场生产流程及药剂制度处理该矿石,闭路试验可以获得含铅74.82%、含锌2.97%、铅回收率93.41%的铅精矿,含锌46.08%、锌回收率94.03%的锌精矿,含硫40.75%、硫回收率71.06%的硫精矿;相比现场浮选粒度及浓度条件下闭路试验指标,铅、锌、硫回收率分别提高了2.36,2.54,2.98个百分点。适宜的浮选粒度有益于目的矿物颗粒与气泡碰撞、附着,并保证了气泡对矿物具备足够的负载能力,促进了目的金属矿物的高效上浮;高浓度浮选工艺增加了矿浆中药剂浓度,强化了药剂与矿物的作用能力,并有效强化了气泡对有用疏水颗粒的拱抬效应,提高了铅锌硫矿物的分选指标。

调浆搅拌时间对含泥锂辉石浮选过程的影响

锂辉石赋存的伟晶岩矿床因风化蚀变作用,矿石易于泥化,而细泥因表面积大、表面能高、吸附特性强烈,易吸附罩盖于矿物表面,降低矿物可浮性及矿物间表面性质差异,致使锂辉石与脉石矿物难以高效分离。为提高锂辉石-脉石-细泥多元体系中矿物浮选分离效果,通过浮选试验、浊度分析、扫描电镜分析、Zeta电位分析及X射线光电子能谱(XPS)分析,开展了锂辉石矿浆流体环境优化研究,结果表明氢氧化钠、碳酸钠协同调浆及延长搅拌时间,可使硅酸盐矿物表面元素自发溶解并键合大量阴离子,提高矿物表面电位负值,增加矿物颗粒间静电斥力,强化矿物间分散效果,使矿泥从矿物表面脱附,进而优化矿浆环境,改善锂辉石矿浮选指标,但仅提高碳酸钠用量易影响金属活化离子在锂辉石矿物表面的吸附,降低锂辉石回收率,在适宜的碳酸钠浓度下,延长其搅拌时间更有利于锂辉石的浮选分离与回收。

重组的葡萄糖脱氢酶催化辅酶的再生性质

为解决生物催化环己酮还原反应中的辅酶再生问题,扩增了枯草芽孢杆菌中的葡萄糖脱氢酶基因(gdh),构建了表达载体pET-gdh,转化到Escherichiacoli BL21(DE3)后,获得了重组菌株E.coliBL21(pET-gdh1).经IPTG诱导后,葡萄糖脱氢酶粗酶液的比酶活达18.4U/mg蛋白,SDS-PAGE电泳分析表明重组蛋白表达量占全菌胞内可溶性蛋白质的54.1%.添加E.coliBL21(pET-gdh1)到以异源表达糖多孢红霉菌聚酮合成酶模块1的酮还原酶域基因的重组菌E.coliBL21(pET-eryKR2)为催化剂的环己酮还原体系中,利用气相色谱分析转化液,显示此条件下产物环己醇的得率为93.24%,是未添加E.coliBL21(pET-gdh1)转化反应产率的3.4倍,说明E.coliBL21(pET-gdh1)能为此环己酮还原系统完成还原态辅酶NADPH的再生.

新型有机抑制剂对铅锌分离的影响及其作用机理

广西某铅锌多金属硫化矿使用氰化物作为铅锌分离抑制剂,导致环境污染严重。针对该问题,研究开发出以三硫代碳酸盐为亲固基的新型有机抑制剂D1,通过浮选试验研究其作用效果,并根据接触角、吸附量及Zeta-电位检测结果,对其抑制机理进行分析。结果表明:抑制剂D1通过化学吸附的方式吸附在铁闪锌矿表面,使得矿物表面电位负移,同时减小矿物表面接触角,对铁闪锌矿具有明显的抑制作用。

锡铁山铅锌矿选矿生产调试问题及整改措施

西部矿业股份有限公司锡铁山铅锌矿是国内知名的大型铅锌矿山,1978年被列为国家“六五”规划重点项目,该矿山已探明金属储量铅184万t、锌194万t、银2782t、金32.164t,有价金属元素主要为铅、锌、伴生金银,以及以中粒嵌布为主的方铅矿[1-3]。锡铁山新选矿厂设计处理原矿量为132万t/a,即日处理4000t。选矿厂设计工作制度为330d/a,服务年限为14a。碎磨流程为粗碎+半自磨+球磨流程,选别作业为“铅优先浮选,锌硫混浮再分离”。

锡铁山深部铅锌矿石高效分选与综合回收新工艺

锡铁山铅锌矿10中段以下矿石中矿物种类多样，可综合回收的元素为铅、锌、硫以及伴生金、银，为高效综合回收有价金属资源，对该矿石进行了选矿新工艺试验研究。在“优先浮铅-锌硫混浮-锌硫分离”的流程结构以及磨矿细度-74μm占60％的条件下，铅浮选回路选择自然pH介质，添加XKY-01作锌硫抑制剂，采用金银高效辅助捕收剂LP-12配合25#黑药共同作为铅矿物捕收剂，强化对金银矿物的捕收；对浮铅尾矿，调节矿浆pH至9．5左右，以（XKH-01＋CuSO4）为锌硫混浮活化剂，丁基黄药为捕收剂；对锌硫混合粗精矿，通过石灰调控浮选矿浆电位至锌硫分离电位区间，使两者有效分离。闭路试验可获得含铅72．73％、含金3．06g·t-1、含银994g·t-1，铅回收率93．40％、金回收率31．21％、银回收率82．68％的铅精矿；含锌49．17％，锌回收率93．23％的锌精矿；含硫49．98％，硫回收率75．36％的硫精矿。相比现场生产工艺，在深部矿石铅、金、银品位下降的情况下，新工艺有效地稳定且提高了主金属铅、锌的选别指标，并改善了贵金属金银的回收效果。

黄铁矿强化生物浸出低品位磷矿

进行了嗜酸氧化亚铁硫杆菌、嗜酸氧化硫硫杆菌与嗜酸氧化亚铁钩端螺旋菌的混合菌强化浸出低品位磷矿的实验研究.结果表明:由于试样中硫含量低,不利于该磷矿的生物浸出.提出了在浸矿体系中添加黄铁矿来强化浸出的措施.考察了细菌种类、磷矿与黄铁矿配比以及初始Fe2+质量浓度等参数对磷浸出率的影响.采用驯化菌浸出该磷矿,能获得最佳的浸出效果,其适宜的工艺参数为初始Fe2+质量浓度9g.L-1、磷矿与黄铁矿质量比1:2.5,经过20d浸出,磷的浸出率可达95%.