石灰中和-生物净化处理含铍废水

用以城市生活污水厂剩余污泥为主体的生物净化剂，探讨了石灰中和-生物净化处理含铍废水的新工艺，研究了石灰中和沉降及生物净化过程。结果表明：中和过程的pH值为8～10，可将水中的铍含量降低到100μg／L左右；铍的生物净化最优的pH值为7～10，温度为30℃左右，增大生物净化剂用量有利于铍的处理。采用净化柱连续实验，中和水中铍浓度可降至5μ／L，达到国家排放标准。净化柱中每克生物净化剂能够处理814．71μg铍。     

煤在铁闪锌矿氧压酸浸中的应用

研究煤在铁闪锌矿氧压酸浸中的应用。实验发现,含碳量高于70％的煤无助于铁闪锌矿浸出。在温度为423K时,低碳煤（褐煤）可以用作铁闪锌矿氧压酸浸中优良的硫分散剂,其用量选定1．O％（相对于精矿质量）为宜,在98％以上精矿粒度小于43）am,液固比为4．5：1mL／g,浸出剂中初始硫酸浓度为1．43mol／L,锌浓度为0．62mol／L,浸出温度为423K,氧分压为0．5MPa,搅拌转速为800r／min,浸出1．5h条件下,添加1．0％褐煤后,锌浸出率达到96％,上述工艺运行高效、稳定。褐煤具有比木质素磺酸钠更强的分散单质硫的能力,并能基本消除单质硫对浸出残余硫化矿的沾染。     

三水铝石型铝土矿的浮选脱硅试验研究

以斐济的三水铝石型铝土矿洗矿精矿为原料,ZYY作为捕收剂,碳酸钠和六偏磷酸钠作调整剂,通过磨矿细度、捕收剂和调整剂用量等多因素条件试验,探讨正浮选方法提高三水铝石铝硅比的影响因素和适宜工艺条件。试验结果表明,当磨矿细度86％-200目时,pH值为9．5,六偏磷酸钠80g／t,捕收剂用量1200g／t,精矿的铝硅比9.06,回收率76.79％。     

RB系列起泡剂的浮选性能

研制了ＲＢ系列起泡剂并在桃林铅锌矿选厂将ＲＢ１和松醇油做浮锌对比试验，结果为：ＲＢ１用量２７ｇ／ｔ时，得精矿品位５４．２３％，回收率８２．１９％，精矿中含铅１．１２％；松醇油用量为５０ｇ／ｔ时，得精矿品位，４９．６８％，回收率８４．２２％；精矿中含铅１．５７％。在程朝铁矿选厂的ＲＢ１与松醇油浮选黄铁矿对比试验中，流程考查结果是：ＲＢ１浮选给矿品位４．２０％，获得品位４３．６０％、硫精矿回收率５２．     

平果铝土矿洗矿泥沉降分离絮凝剂筛选试验研究

选用了碱式氧化铝、聚丙烯酰胺、木薯淀粉等二十多种絮凝剂对平果铝土矿矿泥进行沉降分离试验。试验结果表明，分子量大于６００万的阴离子及非离子型聚丙烯酰胺适用于平果铝土矿洗矿沉降分离，采用单一的非离子型聚丙烯酰胺ＡＭ－Ⅱ（分子量６００至９００万），当用量为４５ｇ／ｔ（原矿）时，即要获得很好的沉降效果，沉降速度为２６．８ｍｍ／ｍｉｎ。     

温热挤压用润滑剂实验研究

在对温热挤压用润滑剂分析的基础上，研究并获得，一种新型石墨基润滑剂．其主要材料是以石墨为基体、氧化铜和氧化铝为添加剂、聚丙烯酰胺为粘结剂。实验结果表明，固体润滑剂组分最佳质垃配比为7：1：1．加入5．26％聚丙烯酰胺粘结剂可满足润滑剂对强度的要求。     

广西金牙金矿提取金之试验研究

广西金牙难处理金矿采用氧化焙烧－氰化工艺使金品位６．１２ｇ／ｔ的矿样浸金率达到８２．９０％，试验条件为：焙烧温度６５０℃，焙烧时间３ｈ，磨矿细度－３２０目占８４．６％，矿浆液固比２：１，氰化钠用量１ｋｇ／ｔ，氧化钙用量４ｋｇ／ｔ。氰化时间１８ｈ，矿浆ｐＨ＝１１￣１２。     

铝土矿选矿尾矿性质及沉降性能研究

采用沉降法研究了细粒铝土矿选矿尾矿在水介质中的絮凝行为，考查了pH值、阳离子型、阴离子型和非离子型聚丙烯酰胺有机高分子絮凝剂及阴离子型絮凝剂的分子量变化对细粒尾矿沉降性能的影响。测试了加入絮凝剂前后颗粒表面Zeta电位、界面高度的变化。结果表明，介质pH在7～7．2时，阴离子型聚丙烯酰胺对细粒尾矿的絮凝效果最好；阳离子型和非离子型聚丙烯酰胺对细粒尾矿的絮凝效果较差；阴离子型聚丙烯酰胺的最佳药剂用量为25g／t。     

加热速率对液相烧结钨高比重合金显微结构的影响

尺寸的精确度在通过液相烧结形成网状体中显得很重要。本研究报告了加热速率对液相烧结W-Ni-Fe高比重合金的影响。高比重合金的成分为83wt％W、88wt％W和93wt％W，剩余的Ni-Fe按7：3之比，以1℃／min、5℃／min、10℃／min和15℃／min的加热速率进行烧结。在此范围内，加热速率对致密化或位移没有明显的影响。不同的加热速率产生的晶粒度分布比较相似。晶粒长大平均速率为2．8μm^3／s．晶粒长大速率随液体的体积百分数的变化而呈反方向变化。     

微量Re对93W-4.9Ni-2.1Fe合金性能及微观组织的影响

采用经高能球磨的超细93W-4.9Ni-2.1Fe预合金粉末，并添加少量的Re，经压制，烧结制取试样。研究Re对93W-4.9Ni-2.1Fe合金性能和微观组织的影响。用机械式拉力试验机测量试样拉伸强度，用扫描电镜观察试样拉伸断1：3的形貌，用金相显微镜对试样显微组织进行测试分析。结果表明：当添加0％-0．8％Re（质量分数，下同）时，随着Re添加量的增加，合金的相对密度稳定在99．43％～99．49％，烧结样品延伸率从不加Re时的26．47％降至0．8％Re时的14．71％，合金的抗拉强度由不加Re时的1025MPa增加到0．8％Re时的1142MPa，合金拉伸断口收缩率由不加Re时的20．45％降至0．8％Re时的10．91％；随着Re含量的增加，合金中W晶粒的穿晶解理断裂的比例增加，而粘结相延性断裂的比例减少；随着Re含量的增加，合金中W晶粒尺寸明显减小，由不加Re时的40μm-45μm减小到添加0．8％Re时的20μm-25μm。     

浅论各种因素对铝土矿选矿浮选效果的影响

通过对铝土矿浮选效果的影响因素分析,探索矿浆浓度、矿浆的pH值、矿浆温度等因素对浮选效果的影响趋势,以期找到各因素的最佳临界点,从而提高浮选效果。     

新起泡剂730A浮选铜矿的应用

介绍了新型起泡剂 730A的组成和性质 ,及它在某些铜矿山的应用结果。730A由α ,α ,4 三甲基 3 环已烯 1 甲醇、1,3,3 三甲基双环 [2 .2 .1]庚 2 醇、樟脑、以及C6～ 8醇、醚、酮按合适的比例组成。一个工业应用试验在个旧某重选浮选厂进行 ,结果表明 ,在相同的用量下 ,730A所得浮选指标优于松醇油。与松醇油相比 ,730A所得精矿的品位提高 0 .5 1% ,而铜的回收率提高 3.98%。另一工业应用试验在易门某浮选厂进行 ,试验结果表明 ,使用 730A不仅提高了精矿的品位和回收率 ,而且起泡剂用量也由 5 3.49g/t降为35 .2 8g/t。研究表明 ,浮选起泡剂在矿物浮选中具有重要的作用     

山东某含金硫铁矿强化浮选回收试验研究

山东某含金硫铁矿原矿金品位为3.06 g/t、含硫量为2.65%。工艺矿物学研究表明,金主要以自然金等独立金矿物形式存在,其次以黄铁矿为载体,少量以磁黄铁矿为载体。采用快速浮选和常规浮选组合的工艺流程,以硫酸铜做活化剂,MA-1做捕收剂,HX-609做起泡剂,分别获得了金品位为34 g/t、32 g/t的快速浮选精矿和常规浮选精矿,金总回收率达到90%以上。     

浮选过程微泡生成机理研究进展

从微泡浮选理论出发,结合微泡浮选法研究中常见的五种方法:溶解气体浮选法、真空浮选法、射流浮选法、以及电解和超声波浮选法的微泡生成机制及优缺点。通过微泡浮选法处理微细粒矿物的可行性分析,认为微泡浮选法将是未来微细粒选别的重要手段,有广泛得应用前景。     

Recent advances in electrochemistry of sulfide mineral flotation

1　ＥＬＥＣＴＲＯＣＨＥＭＩＳＴＲＹＯＦＦＬＯＴＡＴＩＯＮＩｔｉｓｎｏｗｏｖｅｒ 4 0ｙｅａｒｓｓｉｎｃｅＮｉｘｏｎｐｒｏｐｏｓｅｄａｎｅｌｅｃｔｒｏｃｈｅｍｉｃａｌｍｅｃｈａｎｉｓｍｔｏｅｘｐｌａｉｎｔｈｅｉｎｔｅｒａｃｔｉｏｎｏｆｔｈｉｏｌｆｌｏｔａｔｉｏｎｃｏｌｌｅｃｔｏｒｓｗｉｔｈｓｕｌｆｉｄｅｍｉｎｅｒａｌｓｕｒ ｆａｃｅｓａｎｄｐｒｏｖｉｄｅａｍｅａｎｓｏｆｒｅｃｏｎｃｉｌｉｎｇｔｈｅｄｉｆｆｅｒｅｎｔｔｈｅｏｒｉｅｓｔｈａｔｈａｄ ｐｒｅｖｉｏｕｓｌｙｂｅｅｎｒｅｓｏｌｕｔｅｌｙａｄ ｖ…     

一水硬铝石型铝土矿铝硅浮选分离的溶液化学

分析了我国铝土矿中一水硬铝石和铝硅酸盐脉石矿物的晶体结构与表面性质,一水硬铝石与铝硅酸盐脉石矿物晶体结构的差异、表面断裂的Al-O和Si-O健及表面离子活性区的差别,可影响矿物表面的润滑性与可浮性,类质同象及各种晶格杂质离子也将影响浮选剂与矿物表面的相互作用和矿物可磨性,提出了正浮选、反浮吕硅分离的技术原型,用溶液化学与计算研究了其基本原理。结果表明,通过溶液化学计算可确定阴离子捕收剂正浮选脱硅时捕收剂,分散剂和PH三者之间的匹配关系,矿物的PZC与捕收剂的pKa值是阳离子捕收剂反浮选的主要控制参数,阴离子捕收剂反浮选时,铅盐和钙盐是浮选铝硅酸盐较理想的活化剂。     

羟肟酸类捕收剂在中低品位铝土矿浮选中的性能研究

拜耳法氧化铝生产工艺已在我国大规模应用,其中铝土矿选矿是关键环节,而对于我国中低品位的铝土矿资源,需要研究一种更适合我国铝土矿选矿使用的浮选药剂.本文讨论了羟肟酸类捕收荆在中低品位铝土矿浮选中的应用与适用条件.分别用苯甲羟肟酸、对甲苯甲羟肟酸、1-羟基-2-萘甲羟肟酸三种物质作捕收剂进行了铝土矿浮选试验,得出了羟肟酸类捕收剂的浮选性能与pH值的关系,讨论了在适宜的pH值下三种药荆的浮选性能与药荆用量的关系.比较了三种药剂的浮选效果,并解释了三种药剂的浮选性能的差别.     

Original potential flotation technology for sulphide minerals

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＷｉｔｈｔｈｅｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔｏｆｅｌｅｃｔｒｏｃｈｅｍｉｃａｌｔｈｅｏ ｒｉｅｓ ,ａｍｏｄｅｌｃｏｍｂｉｎｉｎｇｍｉｘｅｄｐｏｔｅｎｔｉａｌａｌｏｎｇｗｉｔｈｃｈｅｍｉｃａｌａｄｓｏｒｐｔｉｏｎｆｏｒｔｈｅｍｅｃｈａｎｉｓｍｏｆｓｕｌｐｈｉｄｅｍｉｎｅｒａｌｆｌｏｔａｔｉｏｎ ,ｈａｓｂｅｃｏｍｅｍｏｒｅｗｉｄｅｌｙａｃｃｅｐｔ ｅｄ[1～ 3] .Ｐｕｌｐｐｏｔｅｎｔｉａｌｓａｒｅｖｅｒｙｉｍｐｏｒｔａｎｔｉｎｔｈｅｓｕｌ ｆｉｄｅｍｉｎｅｒａｌｆｌｏｔａｔｉｏｎ .Ｉｎ…     

FTIR spectroscopic study of electrochemical flotation of jamesonite-diethyldithiocarbamate system

1 Introduction Flotation electrochemistry and modern surface analytical techniques have enhanced our understanding of reagent-mineral interaction mechanism. Great progress has been made by applying various electrochemical techniques to investigate the int…     

硫化矿浮选体系中辉银矿的浮选行为研究

单矿物浮选实验结果表明,辉银矿在p H为9~10的弱碱性介质下可浮性较好,而在p H大于11的强碱介质下可浮性明显降低。通过热力学计算了乙基黄药、丁铵黑药和乙硫氮浮选辉银矿的临界p H分别为9.38、9.11和11.59。上述3种捕收剂在辉银矿表面的吸附量测定结果表明,弱碱性介质中各捕收剂在辉银矿表面的吸附量已经达到最大值,进一步增加p H,吸附量会大幅降低,这可能是由于辉银矿表面在强碱性介质中先生成了氢氧化银沉淀,后进一步水解生成了亲水性的氧化银薄膜,阻碍了捕收剂与辉银矿的吸附过程,从而导致辉银矿可浮性降低。此外,弱碱性介质中3种捕收剂在辉银矿表面的饱和吸附量排序为丁铵黑药乙基黄药乙硫氮,表明丁铵黑药更易吸附在辉银矿表面,对银矿物具有更好的捕收性能。