甲玛地区角岩矿微生物浸出的试验研究

介绍了西藏华泰龙矿业开发有限公司角岩的矿石性质,针对该低品位铜矿石进行了详细的微生物浸出试验研究,在原矿铜品位仅为0.12%、SiO_2含量高达69.12%的情况下,用接种量为10%的浸矿菌液,浸出1 d时,铜浸出率即为34.44%,浸出11 d时,浸出率达到70.02%,此时较无菌条件下的浸出率高出17.46个百分点。     

铀吸附研究现状

铀吸附研究是目前研究的热点问题之一,文章就各种物质对铀的吸附试验进行总结,进而提出目前面临的实际问题,在富磷铀水体中的铀吸附研究还罕有报道,值得我们关注。     

福建某低品位金矿新型浸金剂浸金试验

福建某斑岩型金矿品位低、规模大,金主要以自然金形式存在,可见金的粒度较粗,为高效利用该低品位金矿,开展新型浸金剂金蝉全泥浸出试验和柱浸试验,结果表明：全泥浸出在磨矿细度为-0.074 mm占80%、矿浆浓度25%、加石灰调pH 值11.0左右、初始金蝉浓度为500 mg/L和过程中控制金蝉浓度不小于300 mg/L条件下浸出20 h,金的浸出率为93.43%,金蝉耗量为1.02 kg/t；柱浸在矿石粒度为-30 mm条件下喷淋浸出23天,金累计浸出率和金蝉累计耗量分别为86.54%和1.22 kg/t。     

硫酸铵法利用中低品位锂瓷土矿制备碳酸锂技术研究

针对江西宜丰地区氧化锂质量分数<2.0%以下中低品位锂瓷土矿,研究了硫酸铵法提取碳酸锂技术路线。首先,利用二步焙烧工艺,有利于脱氟、提高锂浸出率,并且能够有效防止结窑现象发生。在浸出液除杂过程中,采用成矾除铝的方法将大量溶出的铝离子转变为KAl（SO₄）₂·12H₂O、NH₄Al（SO₄）₂·12H₂O等有价值复盐,规避了传统石膏法产生的大量固废,有70%的铝离子被转变为矾盐晶体,同时带出大量的结晶水,减轻后续浓缩压力,对比传统的石膏法产生大量固废而言,其优点是显而易见的。碳化反应产品的XRD以及氧化锂含量分析表明,碳酸锂的纯度达到99%以上,全程锂收率为50%~60%。作为提锂实验对比,采用宜春414矿锂质量分数为4.0%的锂云母,由于414矿样中铝的相对含量更低,导致相同的除杂难度下得到的414矿样中浸出液锂离子浓度更高,浓缩倍数更小,414矿样的锂回收率更高。实验结果表明,中低品位锂瓷土提锂的工艺规律,通过适当改变参数,能够应用于难度更低的高品位的锂云母提锂过程。     

粗精再磨工艺在某高铜镍比矿石选矿中的研究及应用

本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。     

小泉求铀敲开中亚门

在中亚,日本没有立即加入石油天然气的争夺战,而是另辟蹊径地选择了核能。8月28日,任期仅余不足一个月的小泉纯一郎从机场出发,前往哈萨克斯坦和乌兹别克斯坦。据悉,此次访问是日本首相对中亚进行的首次访问。在为期4天的访问中,小泉先后与哈萨克斯坦总统纳扎尔巴耶夫和乌兹别克斯坦总统卡里莫夫举行会谈,能源问题自然是会谈的中心话题。     

掺杂聚苯胺导电膜的制备及对核设施表面铀的去污

制备了掺杂导电聚苯胺可剥离膜，首次采用涂膜、电解联用去污方法，进行涂膜电解去除渗透到核设施金属材料内部形成氧化物的铀。在膜中，聚苯胺、盐酸、EDTA-2Na含量各为4％、0．5％～1%、1％；电解电压2．3V、电解时间25min～30min时，其去污率可达99％，优于其它的方法。     

用甲醇抑制黄酮矿中的黄铁矿提高铜品位

本文以甲醇调节矿物表面张力，对某黄铜矿与黄铁矿的浮选分离进行了研究，结果发现，甲醇用量为０．５％至１．５％ｖ／ｖ时，不用其他浮选药剂及ｐＨ调整剂，能有效地实现黄铜矿与黄铁矿的分离，不过此时黄铜矿的回收率只有５０％左右，有必要使用其他药剂以加强捕收能力。分别用少量的ＳＦ－３２３、Ｓ－６５８８、Ｓ－７２５１和Ｓ－７０１进行了试验。矿浆中加入少量Ｓ０－７０１和１％ｖ／ｖ甲醇，可得令人满意的结果，与参照试