河北某铁尾矿选磷试验

河北某选铁厂弱磁选尾矿中的含磷矿物主要为磷灰石,磷灰石矿物在细粒级和微细粒级中有明显的富集现象,且单体解离情况较好,具有综合回收价值。为了提高资源的综合利用率,降低磷矿物外排对环境造成的潜在威胁,对现场铁尾矿试样进行了浮选选磷试验。结果表明,试样磨至-0074 mm占48%后,经1粗2扫4精、中矿顺序返回流程处理,最终获得了P2O5 品位为3465%,回收率为8883%的磷精矿。     

双层辉光离子渗Cr合金层组织和性能

在Q235钢表面进行双层辉光离子渗Cr，表面Cr含量约为40％，渗层厚度近50 μm.然后进行超饱和渗C，表面含C量达到2.7％左右，超过平衡碳计算值.随后进行淬火＋低温回火处理，经X射线衍射分析，合金化层碳化物类型为M23C6，M7C3，尺寸为1～2 μm.表面硬度达到HV 1 200左右.将表面冶金试样进行摩擦因数和耐磨性能试验，结果表明，表面冶金试样摩擦因数为0.21～0.28，耐磨性是Q235钢渗碳淬火试样的1.62倍.将表面冶金试样在10％的H2SO4、3.5％的NaCl水溶液和H2S富液（含H2S 5～8 g/L，NH3·H2O 20 g/L）中进行电化学腐蚀试验，结果表明，表面冶金试样在10％的H₂SO₄、3.5％的NaC1水溶液和H2S富液中的耐腐蚀程度比Q235基体试样分别提高了2.35，3.10，2.14倍.     

新型捕收剂CL-07+CJ常温浮选某中低品位磷矿石

滇池周边拥有巨量的中低品位磷矿资源,为了高效开发这些资源,并解决磷矿石浮选常规捕收剂常温下分散性和溶解性差的问题,用昆明冶金研究院研制的新型常温捕收剂CL-07+CJ,对滇池附近某磷矿石进行了选矿试验。结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占60.4%,浮选温度为15 ℃,脉石矿物抑制剂Na2SiO3粗选用量为2.0 kg/t,矿浆pH调整剂NaOH粗选用量为0.8 kg/t,磷矿物捕收剂CL-07+CJ粗选用量为0.4+0.14 kg/t情况下,采用1粗2精1扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得P2O5品位为34.60%、P2O5回收率为94.10%的磷精矿。     

云南某磷矿擦洗矿泥中磷的浮选回收试验

云南某磷矿擦洗矿泥P₂O₅含量达20.08%，主要含磷矿物为氟磷灰石，矿物粒度粗细不均，磷在粗粒级有一定程度的富集。对试样进行了回收磷的浮选试验。结果表明，在磨矿细度为-200目占70%时，以自制的LC3为磷矿物捕收剂，采用2粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理该擦洗矿泥，最终可获得P₂O₅品位为28.38%、回收率为98.67%的磷精矿。     

南非某铬铁矿超细碎-重选提纯试验

为了探索高压辊磨机对后续工艺的选别影响,针对南非某铬铁矿原矿Cr2O3含量为40.37%、嵌布粒度粗的特点,采用GM系列高压辊磨机进行超细粉碎后通过螺旋溜槽和摇床进行提纯试验研究。研究结果表明：高压辊磨闭路循环-2 mm产品直接用螺旋溜槽重选,尾矿经摇床分选,可分别得到Cr2O3品位50.64%、Cr2O3回收率50.69%和Cr2O3品位48.36%、Cr2O3回收率17.90%两种铬精矿,选别指标良好。     

黑龙江某难选钒钛磁铁矿选矿试验

以黑龙江某难选钒钛磁铁矿石的工艺矿物学特征为基础,按弱磁选-强磁选-浮选原则流程进行了铁钛综合回收选矿工艺研究。结果表明,采用1段磨矿-1次弱磁选-弱磁选尾矿再磨-1次强磁选-1粗2扫4精、中矿顺序返回浮选流程处理该矿石,可获得Fe、TiO2、V2O5品位分别为55.04%、12.11%、0.62%,回收率分别为83.01%、63.08%、85.54%的铁精矿,以及TiO2、Fe、V2O5品位分别为45.11%、34.90%、0.22%,回收率分别为27.56%、6.17%、3.56%的钛精矿。     

综合回收拉拉铜矿尾矿中磷资源的试验研究

四川省拉拉铜矿选矿厂选铜尾矿中含P2O5、Re2O3分别为0.78%、0.136%.对该选铜尾矿性质进行了研究,结果表明其中的稀土元素主要嵌布于磷的矿物中.尾矿中的磷矿物主要是磷灰石与独居石,这两类矿物嵌布粒度微细,难以解离,嵌连关系复杂,属难选矿石类型.针对试样的性质及磷灰石与独居石的物理化学性质差异,提出采用先浮后磁即先用浮选法将易浮的磷矿石与其它矿物进行分离,再用磁选将磷灰石与独居石进行分离的工艺流程来回收试样中的磷矿物.试验结果表明,采用ZP-02作磷矿物的捕收剂,Na2CO3作pH调整剂,Na2SiO3作抑制剂浮选拉拉铜矿尾矿中的磷矿物可获得P2O3品位25.32%、回收率69.87%的磷精矿指标.采用磁选处理浮选精矿可获得含P2O5为30.23%的磷灰石精矿及含P2O5为20.71%的独居石精矿.     

某悬浮焙烧—磁选铁精矿的浮选脱磷试验

某高磷鲕状赤铁矿石悬浮焙烧—磁选精矿属于高磷铁精矿,铁品位为57.95%,磷含量为0.63%,主要铁矿物为磁铁矿,主要含磷矿物为磷灰石,主要杂质成分Si O2、Al2O3、Ca O含量分别为6.46%、3.61%、3.07%。为使铁精矿磷含量达到产品质量标准,进行了浮选脱磷试验。结果表明:以DP-1为捕收剂,采用1粗1精1扫闭路流程处理试样,可获得铁品位为59.36%、含磷0.30%、铁回收率68.88%的脱磷铁精矿,磷脱除率达67.98%,达到了铁精矿对磷含量的要求。     

SLon磁选机分选承德某细粒钛铁尾矿试验

为有效利用细粒钛铁矿资源,进一步提高选钛回收率,承德某选钛厂细粒钛铁矿尾矿应用SLon磁选机进行分选,最终工业试验在给矿TiO2品位为828%的条件下得到的精矿TiO2品位为2021%,TiO2回收率为5050%,达到了综合回收细粒级钛铁矿的要求。     

利用煤矸石铁尾矿制备CaO-MgO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃

为了综合利用固体废弃物,以煤矸石和铁尾矿为主要原料制备CaO-MgO-Al2O3-SiO2系微晶玻璃。利用DSC,XRD和SEM等分析测试手段,研究了核化和晶化温度对微晶玻璃析晶行为及显微形貌的影响,通过Kissinger方程计算了各基础玻璃试样析晶活化能E和动力学参数k(Tp),并利用Augis-Bennett公式计算了各试样的晶化指数n。试验结果表明：随着核化和晶化温度的升高,主晶相衍射峰以先增强后减弱的趋势变化,主晶相为普通辉石(Ca(Mg,Al)(Si,Al)2O6),体系的最佳晶化温度为1 040 ℃,其抗弯强度为216.49 MPa,耐酸性为99.21%;对于不同升温速率的基础微晶玻璃试样,20 ℃/min升温速率的析晶活化能最低为324.75 kJ/mol,k(Tp)=0.55,n=3.92,玻璃晶核为三维生长,整体结晶,4个试样的晶核生长方式相同。     

离子型稀土矿无氨浸出研究

为从源头上解决离子型稀土矿以硫酸铵溶液为浸矿剂所带来的氨氮废水污染问题,以赣南某离子型稀土矿为对象,开展了离子型稀土矿无氨浸出研究。首先通过探索试验比较了硫酸钾、硫酸钠、硫酸镁、硫代硫酸钠、硝酸钠、亚硝酸钠、氯化镁及A1、A2、A3、A4、A5与硫酸铵的浸矿效果,结果显示,A2~A5可取得与硫酸铵较接近的浸出率,而其他8种非硫酸铵浸矿剂的浸出率都太低。在探索试验基础上,对A2~A5和硫酸铵进行了浸矿扩大试验,结果显示,A2、A3和A5均可获得与硫酸铵近乎相同的浸出率(分别为95.25%,95.01%,95.18%和95.05%),但A3和A5的浸矿周期(分别为92和127 h)分别比硫酸铵的浸矿周期(58 h)增加了58.62%和118.97%,而A2的浸矿周期(48 h)比硫酸铵的浸矿周期缩短了17.24%。进一步对A2和硫酸铵所得浸矿扩大试验浸出液进行化学多元素分析,发现两者REO的浓度及杂质Fe、Al、Si、Ca的浓度都很接近。以上结果表明,A2不仅可取代硫酸铵实现离子型稀土矿的无氨浸矿,而且可较大幅度地缩短浸矿周期。     

金属铁直接催化还原NO的实验研究

在水平陶瓷管反应器中对铁丝网卷直接催化还原NO的特性进行实验研究,于-300～-1 100 ℃对还原性气体CO、氧化性气体O2,CO2以及模拟烟气等气氛条件下的NO脱除效率进行测试,并对铁丝反应后表面组分变化特点进行X光衍射（XRD）分析。结果表明,金属铁具有非常高效的直接催化还原NO的作用。在温度高于700 ℃、N2气氛中,铁直接催化还原NO的效率超过90%。CO有利于铁的氧化物还原为金属铁,进一步提高了铁直接催化还原NO的效率;而O2能将金属铁氧化为Fe2O3,降低了铁直接催化还原NO的效率;CO2气体的影响相对较小。当温度达到950 ℃后,在模拟烟气（含16.8%CO2,2% O2）条件下,铁丝网和4.01%的CO即可达到90%以上的NO脱除效率。     

某油页岩尾渣制备优质煅烧高岭土的研究

介绍了油页岩尾渣制备煅烧高岭土的工艺,采用强磁选、酸浸、氯化焙烧等提纯作业,可有效地除去油页岩尾渣中的Fe2O3、TiO2等显色杂质矿物,Fe2O3和TiO2的脱除率分别为69 8%和14 0%,最终产品的Fe2O3、TiO2分别降至0 76%、1 08%;并使产品白度达91度。采用湿磨→提纯→焙烧→超细磨矿工艺,可制备出满足造纸工业技术要求的优质煅烧高岭土。     

四川壤塘锂多金属矿石选矿试验研究

四川壤塘锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石,具有综合回收价值的矿物为钽铁矿、铌铁矿和锡石。根据钽铌铁矿及锡石与锂辉石和脉石矿物的密度差异、钽铌铁矿与锡石的磁性差异以及锂辉石与脉石矿物的可浮性差异,采用分级重选—磁选—浮选联合工艺流程进行选矿试验,获得了锂精矿、钽铌精矿和锡精矿,使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收。锂精矿Li2O品位为5.53%,Li2O回收率为72.68%;钽铌精矿Ta2O5和Nb2O5品位为17.00%和32.55%,Ta2O5和Nb2O5回收率为59.38%和66.05%;锡精矿锡品位为52.16%,锡回收率为80.00%。     

降低铜密闭鼓风炉富氧熔炼四氧化三铁影响的生产实践

在铜密闭鼓风炉熔炼过程中,Fe3O4会从冰铜和炉渣中析出,沉积在炉底、炉侧壁及前床,严重影响生产。通过适当提高转炉渣中SiO2含量(21%～24%),可以减少进入鼓风炉(转炉渣作为块料)的Fe3O4量;选择并控制合理的熔炼渣型(Fe31%～35%、SiO233%～36%、CaO11%～13%,SiO2/Fe≈1 13,渣含Cu<0 30%)及精心操作,成功地避免了Fe3O4对鼓风炉生产的危害。     

辛置煤矿主要含水层的自由排水柱淋滤实验与水岩作用机理

辛置煤矿石炭系太原组K_2灰岩含水层与奥陶系峰峰组O_2f灰岩含水层水质参数相互重叠,利用传统的判别方法无法对这两个水源进行有效判别。为了解决辛置煤矿水源判别的问题,并揭示该矿4个主要含水层的水岩相互作用机理,对辛置煤矿4个主要含水层的岩芯样品进行自由排水柱淋滤实验。研究结果表明:①岩芯样品含有非矿物相的硫酸盐,4个主要含水层地层同样也含有硫酸盐和石膏矿物,造成淋滤液和灰岩含水层水样均富含硫酸根离子;②K_8,K_3,K_2和O_2岩芯淋滤液中SO_4~(2-)离子当量百分比均超过74%,Ca离子当量百分比均超过40%,所有淋滤液对应的水化学类型均为SO_4-Ca型;③所有淋滤液中阴离子含量大小顺序均为:SO_4~(2-)HCO_3~-Cl~-,K_8,K_3,K_2和O_2f岩芯淋滤液中阳离子含量顺序分别为:CaMgKNa,CaNaMgK,CaMgNaK和CaMgKNa;④K_2灰岩岩芯样品和淋滤液中Mo,Sb,U和Sr含量均高于奥陶系O_2f灰岩岩芯样品及其淋滤液,但Fe离子含量分布规律正好相反,该特征可以作为判别K_2和O_2f灰岩含水层的参考因素。辛置煤矿含水层的水化学特征受岩性、埋藏条件、地下水补径排及水动力条件的控制,含水层实际水质比淋滤液更为复杂多变。K_8砂岩含水层和K_3灰岩含水层的水化学类型分别为HCO_3-Na型和SO_4-Na型,与对应的淋滤液水化学类型差异较大;但K_2和O_2f灰岩含水层的实际水化学类型与淋滤液基本一致。二叠系K_8砂岩含水层中主要的水岩相互作用为溶解斜长石为主,部分区域中可能存在少量的硫酸盐溶解反应。太原组K_3灰岩含水层中的水岩相互作用主要为方解石和白云石矿物的溶解,以及部分硫酸盐和钠盐的溶解反应。太原组K_2灰岩含水层和奥陶系峰峰组O_2f灰岩含水层中主要的水岩相互作用均为方解石、白云石和硫酸盐的溶解,以及局部地段的脱硫酸作用。     

含锌铜硫矿石分选研究

对含锌铜硫矿石的分选回收进行了试验研究。采用一段粗磨丢尾、等可浮流程浮选铜锌硫、混合粗精矿精选后再磨、铜锌硫矿物顺序分离流程以及石灰+硫化钠+硫酸锌+亚硫酸(钠)分离组合抑制剂,能有效地分离铜锌硫矿物;获得了含铜31 85%、铜回收率91 40%的铜精矿,含锌52 89%、锌回收率74 87%的锌精矿和含硫41 64%、硫回收率82 37%的硫精矿。     

贵州某高硫铝土矿反浮选脱硫试验

贵州某高硫铝土矿Al2O3含量为62.60%、硫含量为7.15%,铝硅比为11.54,矿石有用矿物主要为一水硬铝石,属于典型的高品位一水硬铝石型高硫铝土矿。为给该矿石合理开发利用流程确定提供依据,采用反浮选脱硫工艺进行试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以碳酸钠为矿浆p H调整剂,硫酸铜为活化剂,改性淀粉为抑制剂,丁基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,经1粗1精2扫、精选尾矿和扫选精矿均返回至粗选闭路流程浮选试验,获得了氧化铝含量72.06%、含硫量0.27%的精矿产品,试验结果可以为该铝土矿的资源开发提供参考。