榴辉岩型金红石矿选矿现状与发展趋势

分析了我国江苏东海、江苏新沂、山东某地、青海乌兰等主要产地的榴辉岩型金红石矿的矿石性质,总结了不同产地榴辉岩型金红石矿的选矿工艺现状,指出了目前存在的选矿技术难点主要是金红石与石榴石的浮选分离和金红石精矿Ti O2回收率的提高,并指明了金红石高效捕收剂和石榴石高效抑制剂的研制、窄级别分选及光电选等环保型选矿方法的应用是今后我国榴辉岩型金红石矿选矿的发展趋势。     

金川二矿区铜镍混合精矿中含镁脉石的进入途径

为了查明金川二矿区铜镍混合精矿镁含量高的原因,对现场混合精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明：混合精矿中主要含镁脉石矿物为蛇纹石,其次是辉石、橄榄石、绿泥石和滑石等;混合精矿中主要铜、镍矿物粒度虽然微细,但其解离度均不高,仅有60%左右,强化对铜、镍矿物的回收客观上为易浮含镁脉石矿物单体及与铜、镍矿物的连生体进入混合精矿创造了条件;混合精矿中含镁脉石矿物多以视同单体的形式存在,其次是以磁铁矿连生体的形式存在,这是造成混合精矿镁含量较高的主要原因;主要含镁脉石矿物可浮性从高到低的顺序是滑石＞菱镁矿＞辉石＞蛇纹石＞绿泥石＞橄榄石。因此,要降低铜镍混合精矿的MgO含量,提高铜、镍矿物的解离度虽然重要,但有针对性地抑制含镁脉石矿物单体及与磁铁矿的连生体上浮是关键。     

基于原矿矿物学基因特性的榴辉岩综合利用技术研究

为实现不同矿物学基因特性榴辉岩矿中多种有用矿物的高效综合回收，确定选矿工艺流程及预测分选指标，对江苏东海、山东日照及青海乌兰的榴辉岩矿进行了工艺矿物学研究及选矿试验评价。三地的榴辉岩矿可分成 3 个类型，即高磷高硫高钛粗粒型榴辉岩矿（江苏东海）、低磷高硫低钛粗粒型榴辉岩矿（山东日照）及高磷低硫低钛细粒型榴辉岩矿（青海乌兰）。原矿中以金红石形式存在的二氧化钛含量决定了金红石精矿富集的难易程度；杂质磷、硫的含量决定了金红石除杂应选用的工艺流程（反浮选、电选或酸浸）；主要有用矿物的粒度大小决定了是否需要采用分级分选工艺和能否获得粗粒级精矿产品。金红石单矿物纯度、与其他矿物的嵌布关系是影响其选矿难易程度的主要因素；石榴子石和绿辉石的原生粒度、矿物内部碎裂情况是决定能否获得粗粒级石榴子石和绿辉石精矿的关键因素；硫、磷杂质的含量及赋存状态是影响金红石除杂工艺的决定性因素。     

化学灌浆技术在紫坪铺工程泄洪排沙洞混凝土震损裂缝修复中的选择与应用

"5.12"地震造成紫坪铺水利枢纽工程泄洪排沙洞混凝土衬砌产生大量有害裂缝。本文通过对震损裂缝的分析、化灌材料和工艺的选择,详细阐述了钻孔埋嘴法结合NE-IV型环氧树脂、LW/HW聚氨酯的化学灌浆方法在紫坪铺泄洪排沙洞混凝土震损裂缝止水补强修复中的运用。     

非洲某钽铌粗精矿精选试验研究

针对非洲某钽铌矿粗精矿进行了精选试验研究。采用不同类型的磁选装备进行了铌铁矿和钛铁矿分离对比试验,CRIMM电磁高梯度磁选机分离效果最佳,磁选尾矿电选法回收锡石。采用磁选-电选联合工艺流程,有效解决了钽铌粗精矿中各有用元素的综合回收,最终获得了含Ta_2O_55.13%、Nb2O5品位56.09%,回收率分别为86.25%、88.86%的钽铌精矿,含TiO246.65%、回收率88.68%的钛精矿,含Sn57.71%、回收率70.41%的锡精矿。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

EDTA二钠去除Cu(Ⅱ)和Ni(Ⅱ)离子对蛇纹石的浮选活化作用

以蛇纹石纯矿物为研究对象,进行了纯矿物浮选、捕收剂(丁基钾黄药)吸附量测定以及相关体系的溶液化学计算分析。结果表明:当pH6时,Cu(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)能够有效的活化丁基钾黄药对蛇纹石的浮选捕收,EDTA二钠能够有效去除Cu(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)的活化作用;丁基钾黄药几乎不在纯净的蛇纹石表面吸附,Cu(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)的存在能够大幅度提高丁基钾黄药在蛇纹石表面的吸附量,EDTA二钠则能有效地降低其吸附量;在pH 9~10的范围内,Cu(Ⅱ)、Ni(Ⅱ)主要以Cu(OH)_2(s)和Ni(OH)_2(s)的形式存在,通过沉淀罩盖活化蛇纹石的浮选;EDTA二钠能够有效地络合稳定矿浆中的铜、镍羟基络合物,从而抑制丁基钾黄药对蛇纹石的浮选捕收。     

新疆某低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

新疆某低品位磷灰石矿主要有价成分P2O5含量为4.82%，有害成分MgO含量为14.54%。为确定适宜的开发利用工艺，在系统工艺矿物学研究的基础上，开展了浮—重联合工艺和分级干式磁选工艺对比试验研究。结果表明：①矿石中主要有用矿物磷灰石含量为11.77%，可综合回收矿物黑云母含量为20.60%，主要脉石矿物透辉石含量为63.99%；磷灰石、透辉石和黑云母的粒度均较粗，易解离，有利于磷灰石的选别。②相对于分级干式磁选工艺流程，浮—重联合工艺流程在磷灰石精矿品位相近的情况下，回收率高出22.42个百分点且可综合利用黑云母矿物，选别指标更优。③采用“1粗1扫2精、中矿循序返回”的闭路试验流程，可获得产率为14.60%，P2O5含量为31.87%，P2O5回收率为96.63%的磷精矿。④针对含有24%黑云母的浮选尾矿，通过螺旋溜槽重选，可获得矿物含量大于95%的黑云母精矿。研究结果可为同类型磷矿资源的开发利用提供借鉴。     

难处理金矿非氰提金方法研究现状

简要叙述了难处理金矿资源现状,分别介绍了硫脲法、硫代硫酸盐法、卤素法、石硫合剂法等非氰提金方法的浸出机理及国内外最新研究状况,综合比较各种方法的优缺点,最后指出其今后发展方向。     

络合剂-抑制剂联合抑镁浮铜镍试验

为了降低西北某高镁铜镍硫化矿铜镍混浮精矿中氧化镁的含量,以EDTA二钠络合清洗含镁脉石矿物表面吸附的Cu²⁺、Ni²⁺,六偏磷酸钠和JC抑制含镁脉石矿物,对镍品位为1.29%、铜品位为0.87%、MgO含量为29.02%的矿石进行了提质降镁试验。结果表明：采用1粗2精3扫、中矿顺序返回的铜镍混浮闭路流程处理该矿石,最终获得了镍、铜品位分别为8.95%、5.21%,镍、铜回收率分别为82.91%和71.56%,MgO含量为6.13%的铜镍混合精矿;与现场工艺流程相比,优化后的工艺流程更简洁,既减少了磨矿作业段数,又大幅度简化了浮选工艺流程,且混合精矿镍、铜品位分别提高了0.28、0.71个百分点,镍、铜回收率分别提高了0.35、1.38个百分点,MgO含量下降了0.59个百分点,达到了较好的优化工艺流程、提高分选指标的效果。