某复杂铜铅锌多金属硫化矿,以黄铜矿、方铅矿和铁闪锌矿为主要的铜矿物、铅矿物和锌矿物.为有效回收其中的铜、铅、锌金属及伴生的金、银,开展了矿石工艺矿物学研究和选矿试验研究.结果表明,采用"铜铅混浮再分离—锌浮选"的工艺流程,可获得铜品位为 19.05%、铜回收率为 74.99%的铜精矿;铅品位为 69.03%、铅回收率为 75.03%的铅精矿;锌品位为 47.87%、锌回收率为 72.94%的锌精矿,以及金、银总回收率分别为 75.45%和 76.86%的工艺指标.
广西铜铅锌矿为典型复杂难选多金属硫化矿,黄铜矿与闪锌矿互相包裹、交代共生,在浮选分离时难以获得合格的铜精矿产品.经试验研究,采用"抑锌—浮选铜铅—铜铅分离—铜铅混合浮选尾矿选锌"工艺,以氧化钙、硫酸锌配合实验室新制的锌抑制剂CZ-002 抑制闪锌矿和硫化铁矿物,实验室新合成捕收剂 CY-2A 浮选铜铅.最终闭路试验获得铜精矿铜品位22.48%、回收率 70.11%;铅精矿铅品位 57.39%、回收率 84.84%;锌精矿锌品位 51.93%、回收率 88.42%.试验指标较好,实现了铜铅锌多金属的有效分离.
废旧印刷电路板既属于危险废弃物,又是重要的有色金属二次资源,寻求一种清洁高效的工业化回收处理方法,对保护生态环境、发展循环经济以及实现铜工业"双碳"目标都具有重要意义.系统梳理了焚烧法、热解法以及熔炼法等火法冶金处理技术的国内外最新研究成果,指出了影响其工业化应用的关键问题,并对未来的发展趋势进行了展望,旨在为废旧印刷电路板的大规模工业化回收处理提供参考.
采用扫描电子显微镜、MLA矿物自动分析仪、X射线衍射分析仪等综合研究了贵州六枝地区黏土型锂矿物的矿物学性质.结果表明:矿石中的主要有价元素为锂,锂含量为 0.56%,主要呈微细粒鳞片状集合体,嵌布粒度细微,常呈胶结物包裹伊利石、方解石、石英、黄铁矿等矿物,少数锂绿泥石常呈微细粒鳞片状包裹在方解石和石膏中,可选性差,且多与其他矿物呈紧密连生,难以通过物理选矿方法有效分离.建议对矿石采用煅烧、浸出等冶金方案提取矿石中的锂元素.
为了研究软弱夹层在干湿循环条件下的渗透性变化对边坡整体降雨渗流特性产生的影响,结合现场实际,利用GeoStudio有限元软件建立概化模型,模拟了不同干湿循环次数下边坡的降雨渗流,揭示了不同循环次数下边坡体内孔隙水压力的变化规律.结果表明,在初始状态下,由于软弱夹层的弱透水性雨水很难侵入软弱夹层以及下部灰岩,软弱夹层及下部灰岩孔隙水压力几乎没有变化;干湿循环后软弱夹层渗透系数的变大,他不能作为隔水层阻碍雨水的向下入侵,随着循环次数的增加,软弱夹层和下部灰岩受到雨水的浸润,孔隙水压力变大且由于软弱夹层和灰岩的雨水排出能力远小于上部区域,雨水无法及时排出,在边坡体后缘形成的高孔隙水压力区域面积远大于初始状态,雨水入侵对边坡整体稳定性的影响更大.研究结果可为同类型矿山边坡防护提供参考.
针对都龙矿区选矿厂旋流器脱泥抛尾溢流中锡金属损失高的问题,采用SLon离心选矿机与浮选工艺可有效实现微细粒级锡石的回收,脱泥溢流含锡品位 0.134%,通过离心选矿机一粗一精流程选别可获得精矿产率 7.36%、含锡品位 0.981%、回收率 54.28%的技术指标;离心选矿机精矿按照 7%的比例与选厂锡石浮选给矿进行混合选别,可获得精矿含锡品位 3.57%、回收率 74.83%的选别指标.研究成果为选矿厂后续进一步降低旋流器抛尾溢流中锡金属损失提供参考意义.
河南某钼矿尾矿中钼主要以辉钼矿形式赋存,辉钼矿分布在(-530+125)μm和-38 μm的粒级中,脉石矿物主要为钙铁石榴石及石英,该试验采用 HydroFloat水力浮选机对粗颗粒钼尾矿进行分选,达到抛尾的目的.HydroFloat水力浮选机采用流化床技术对矿物进行浮选,同时在选别过程中引入上升水流,使粗颗粒能够克服重力随气泡上升从而达到富集的目的.经水力浮选抛尾后,可将原矿中品位为 0.033%的钼富集得到品位为 0.081%、回收率为 92.18%钼粗精矿,抛尾率为 66.91%.
针对铜钴矿浸出过程,单一强化控制参数,虽然可以提升铜、钴浸出率,但是也会相应造成浸出液游离酸偏高、杂质的超量溶出及辅料消耗增加等问题,经济效益并非最佳.针对某低品位氧化铜钴矿硫酸体系铜、钴浸出过程,考察了矿石粒度、浸出酸量、SO2 用量、液固比、浸出时间等对有价金属Cu、Co及杂质 Fe、Mn、Si浸出的影响规律.在对单因素强化浸出措施进行经济效益分析的基础上,最终确定了适宜的工艺参数条件:磨矿时间 5 min、终点 pH 值在 1.5 左右、吨矿 SO2 用量6.37 kg、液固比 3∶1(mL/g)、浸出时间 5h.在该条件下,Cu、Co 的浸出率分别为 93.67%和 75.90%,Mn 的浸出率约为87.00%,Fe和Si的浸出率分别为 2.66%和 0.24%.
针对 Fe-H2O体系中重要的单核配合物进行计算分析,通过热力学手册获得各反应物质S298 K0、ΔG298 K0和Cp0的数据,计算得到不同温度下的ΔGT0的数据,分别构建 298、373、473、573 K温度下的溶解组分优势区域图和 Pourbaix图.结果表明,Fe2+和 Fe3+均可稳定存在于强酸性溶液中.随着溶液 pH 值的升高,Fe2+依次转化为 FeOH+、Fe(OH)20 和Fe(OH)3-,而 Fe3+依次转化为 FeOH2+、Fe(OH)2+、Fe(OH)30 和 Fe(OH)4-.在高电势区域,Fe2+被氧化成 Fe3+,并进一步被氧化成FeO42-.随着温度的升高,溶液中Fe2+和Fe3+的稳定存在区域向酸性方向偏移而减少.通过控制体系电位和pH 值条件,可以使铁以 FeOOH/Fe2O3 的形式沉淀.随着温度升高到 373 K及以上,碱性条件下,Fe(OH)4- 的优势区域出现,造成单质 Fe的腐蚀.随着温度的升高,以固相形态存在的 Fe、FeOOH/Fe2O3、Fe3O4 稳定区域逐渐减少,液相区域不断扩大,特别是Fe2O3 的固相区域减少明显.因此,热力学上,温度越高,对 Fe金属的防腐及溶液中铁的沉淀越不利.
为降低黄土覆盖区下伏多金属矿的开采难度,提出基于大数据的黄土覆盖区下伏多金属矿产资源定量预测高精度模型,合理预测隐伏矿区的金属矿产资源分布情况.构建矿产资源定量预测模型,向模型中输入二维GIS图层与三维实体地质模型,从输入的海量数据中提取成矿有利信息,利用主成分分析算法将多类型的成矿有利信息并行处理为统一格式,并按照数据类别依次存放在相应的分布式数据库中,通过非负矩阵分解算法向数据库中的数据增加非负约束条件,实现矿产资源数据分解,利用基于NMF算法的模糊C均值分类器对该数据进行分类,获得最佳矿产资源样本数据,完成黄土覆盖区下伏多金属矿产资源定量预测.经试验验证:该模型可精准预测黄土覆盖区下伏多金属矿区每个测点的金属量与金属密度,还可按照总金属量划分靶区规模,并能够预测出每个测点下的金属矿产储量以及成矿有利度.
为了突出尾矿空间变异性和离散型的重要性,本研究在尾矿库稳定性评估中特别考虑了这两个因素.传统的评估方法通常忽略了尾矿的空间变异性和离散性,导致评估结果不够准确.本研究采用现场勘查和地质材料试验确定了所需的物理力学参数,并利用GeoStudio软件建立了某尾矿库的渗流状态模型.通过Morgenstern-Price法和简化Bishop法计算分析了某尾矿库在不考虑尾矿的沉积规律及空间变异性、考虑尾矿的沉积规律、考虑尾矿的空间变异性三种情况下的不同工况稳定性模型.结果表明,突出尾矿空间变异性和离散型的创新点可以更全面地考虑尾矿的实际情况,提高评估的精度和可靠性,为尾矿库的安全管理提供更有效的技术支持.
为提高阳极炉铜直收率,结合实际生产情况,在分析流程元素铜走向的基础上,分析阳极炉粗铜精炼工序铜直收率低的影响因素,针对影响铜直收率的主要因素提出相应的措施,并将措施应用于生产实践,检验措施的有效性.结果表明,阳极炉粗铜精炼过程中,元素铜的损失主要发生在扒渣及出铜过程,阳极炉渣量和中间流程物料产出量是影响阳极炉直收率的主要影响因素.回转式阳极炉传统渐进式摇炉出铜存在出铜口与溜槽高度差较大,易造成熔体喷溅,造成金属铜的损失.通过转炉-阳极炉协同控制,可减少粗铜带渣量,减少阳极炉渣量.采用滑动出铜方式,可实现一次性摇炉至极限位置出铜,从而避免熔体喷溅,降低铜出口金属铜的损失.使用刚玉尖晶石和防渗剂等制备阳极炉溜槽耐火材料,将溜槽设计成锁扣方式连接,可避免浇筑缝隙损坏造成的渗铜,提高阳极炉溜槽的使用寿命,减少铜金属损失,提升阳极炉铜直收率.工业生产实践表明,阳极炉直收率可从 92%提升至 95.5%,经济效益显著.
基于反渗透(Reverse Osmosis,RO)技术处理钢铁企业高氯循环水,研究了响应曲面法设计下温度、压力、pH 值等因素对RO膜通量和截留率的影响,建立数学模型并进行三因素的优化设计分析.结果表明,各因素对膜通量的影响程度为:压力＞温度＞pH 值;对截留率的影响程度为压力＞pH 值＞温度;各因素之间交互作用对膜通量和截留率的影响均为:温度与pH 值交互项＞压力与 pH 值交互项＞温度与压力交互项;当温度为 26℃、压力为 0.7 MPa、pH 值为 8 时,可得到理论最优的RO分离效果:膜通量为 21.716 L/(m2·h)、截留率为 96.226%.经试验验证,预测值实际误差较小,所建模型能较好地对实际情况进行预测.对使用后的RO采用 SEM-EDS手段分析发现,膜面产生无机污染,污染物主要成分为钙盐.
采用硫酸为浸出剂,浸出高铬混合型电镀污泥中的有价金属铬、镍、铜、锌.结果表明,常温条件下,当硫酸浓度为 4 mol/L、固液比为 1∶10、反应时间为 75 min 时,污泥中铬、镍、铜、锌的浸出率分别可达 94.2%、96.5%、92.9%、95.3%.反应动力学分析结果表明,硫酸浸出电镀污泥中铬、铜、锌时受界面传质和固体膜层扩散共同控制,而浸出镍时主要受化学反应控制.
为巩固酸性水库防渗能力,提升渗漏风险控制水平,近年来一些矿山企业对已具有基础防渗且运行多年但当时无明确防渗规定的酸性水库开展防渗治理工作.针对某酸性水库防渗工程,开展了施工期环境保护措施落实、重点部位隐蔽工程(水泥黏土灌浆、化学灌浆、HDPE土工膜防渗等)实施、污染物达标排放等环境管理研究,分析了防渗治理工程实施效果.结果表明,施工期废水、废气、噪声、固体废物等污染防治措施和生态恢复措施已全部落实到位;隐蔽工程施工与设计文件一致,施工范围完整、材料与设计相符,施工方法规范,灌浆施工质量与防渗效果整体较好;废气等污染物达标排放,未对周边环境产生不利影响,已采取的污染防治措施有效、可行.工程实施后,坝脚渗流出水得到有效控制,水泥黏土灌浆+化学灌浆+HDPE土工膜防渗所构建的垂直组合防渗体系运行效果良好.建议加强酸性水库丰水期高水位运行时的坝脚渗流观测,跟踪评估酸性水库防渗治理效果.
硫磷铝锶矿是一种尚未充分开发利用的矿产资源.以四川地区某硫磷铝锶原矿为研究对象,通过扫描电镜矿物自动定量分析系统(AMICS)、扫描电镜能谱分析(SEM-EDS)、X射线衍射分析(XRD)、偏光显微镜和激光剥蚀电感耦合等离子体质谱仪(LA-ICP-MS)等方法,对该矿的化学元素组成、矿物组成及含量、粒度特征、单体解离情况及连生关系等进行了详细研究.结果表明:该矿为磷质岩型矿石,主要组成矿物为胶磷矿,同时含有少量硫磷铝锶石、高岭石、磷铝钙石及黄铁矿;矿石中的磷主要以胶磷矿的形式存在,连生关系较简单,主要以与白云母、高岭石等矿物的两相连生为主;其次为硫磷铝锶石,硫磷铝锶石含有硫杂质,部分硫磷铝锶石与磷铝钙石包裹嵌布,复杂连生,是造成该硫磷铝锶矿资源化利用困难的主要原因.
随着环境保护法规的日益严厉和矿山绿色发展的日益需要,选矿废水的回用成了矿山发展的必然要求.选矿废水的回用不可避免地在浮选流程中引入了残余药剂,如絮凝剂聚丙烯酰胺(PAM),进而对矿物的浮选,如黄铁矿的浮选造成的影响.探究了阴离子型聚丙烯酰胺(APAM)对黄铁矿浮选行为的影响并揭示了其影响机制.研究结果表明,APAM显著降低了黄铁矿的浮选回收率,不利于黄铁矿的浮选回收.APAM大量吸附在黄铁矿表面,阻碍了后续捕收剂乙基黄原酸钾(KEX)的吸附,进而抑制了黄铁矿的浮选.APAM在黄铁矿表面存在着化学吸附作用,APAM通过分子结构中的酰胺基与黄铁矿表面氧化产物(FeOOH、Fe2(SO4)3)中的 Fe3+活性位点作用,进而吸附于黄铁矿表面,抑制矿物的浮选.
云南某选矿厂铜硫分离后的陶瓷过滤机尾矿为高砷硫铁矿.化学分析表明,矿样中含硫27.32%,有毒元素砷含量高达4.85%.X射线衍射、电子探针和能谱分析表明,矿样中主要硫化矿物为黄铁矿,其次为磁黄铁矿和毒砂,主要脉石矿物为白云石、石英等,黄铁矿和毒砂基本单体解离.根据高砷硫铁矿性质,采取"先浮后磁"的工艺对高砷硫铁矿进行选别,以大分子有机弱酸盐为主的高效药剂(YX-SY1)作为毒砂的抑制剂,通过"浮硫抑砷"的浮选流程分离黄铁矿与毒砂,得到的浮选精矿硫品位为 48.11%、硫回收率为 42.94%、含砷 0.35%;然后根据磁黄铁矿具有磁性这一性质将浮选尾矿给入高梯度磁选机进行选别,得到硫品位 37.59%、硫回收率 25.32%、含砷 0.58%的磁选精矿,而磁选尾矿硫品位为 15.66%、含砷 7.89%,其中砷的回收率高达 95.79%,实现了高砷硫铁矿中硫砷元素的高效分离.
针对工频有芯感应炉在再生黄铜熔铸中存在合金化能力差、感应体散热大和熔沟易被堵塞等问题,进行感应体熔沟间距扩大、感应体保温性能增强和熔沟宽厚比调整等优化改造.结果表明:熔沟间距增加 90 mm,熔体进出口温差增加9.1℃,熔体出口速度增加 0.042 m/s,元素弥散性能提升,元素质点变小,感应炉合金化能力得到提高;熔沟截面宽厚比由1.31 调整到 1.04,解决了熔沟被高熔点大尺寸金属堵塞故障;感应体保温结构外加 10mm纳米微孔板和 32mm莫来石质隔热砖,钢外壳温度下降 179℃,电耗减少 52 kWh/t.有助于推进再生黄铜熔铸行业 30.60 双碳目标进程.
针对PS转炉吹炼所产粗铜铅含量高、杂质复杂的问题,采用金相显微镜和扫描电子显微镜-能谱(SEM-EDS)分析手段分析铅在粗铜中的赋存状态,在此基础上,采用火法精炼技术脱除高铅粗铜中的铅,对比分析了碱性脱杂剂(含钠钙的高活性碳酸盐)和酸性脱杂剂(含二氧化硅和 5％的硼酸钠)对精炼铜品质和铅、砷、锑、铋等杂质脱除的影响.结果表明:PS转炉吹炼所产粗铜中的铅主要以砷锑酸铅(Pb3[(As,Sb)O4]2)形式存在,As与Sb以类质同象相互取代;采用碱性脱杂剂脱铅时的杂质脱除率明显高于采用酸性脱杂剂的,所得精炼铜的杂质含量低;添加粗铜质量 0.7％的碱性脱杂剂,在 1 210～1 230℃、空气流量 1.33～1.80 L/min的条件搅动熔体 14 min,即可将粗铜中的铅从 0.089％降到 0.014％,铅、砷、锑、铋杂质的脱除率可分别达到 83.93％、96.17％、96.64％、92.80％.研究结果可为粗铜精炼提供参考.
