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2016年  第37卷  第3期

目次
目次
2016, 37(3).
摘要:
综合评述
煤矸石合成4A沸石的方法
孙建岭, 范雯阳, 李侠
2016, 37(3).
摘要(851) PDF(356)
摘要:
本文概述了煤矸石的化学组成以及4A沸石的晶体结构,着重介绍了利用煤矸石制备4A沸石的传统方法和新工艺。并且将传统方法与新工艺进行了比较,对当前研究中存在的问题和发展方向进行了讨论。
铜尾矿资源化利用与处置新工艺
田健, 申盛伟, 叶斌, 潘皇宇, 周昱
2016, 37(3).
摘要(820) PDF(537)
摘要:
综合介绍了铜尾矿的主要性质及利用现状,对比现有铜尾矿处置技术及存在问题,提出一种能实现铜尾矿高效资源化的新工艺,并分析其作为硅质原料的应用性能。结果表明,通过新工艺处理的铜尾矿微粉,活性组分和颗粒特性均得到优化,能够高掺量地应用于新型建筑材料中,从而实现铜尾矿的高附加值利用。
矿物加工工程
重—磁联合工艺回收某白钨矿试验
陈慧杰, 张莉
2016, 37(3).
摘要(755) PDF(325)
摘要:
采用重选—强磁选联合工艺回收新疆某白钨矿,螺旋溜槽抛尾—摇床精选工艺获得了较好的重选指标:重选精矿WO3品位52.50%,回收率78.01%;重选中矿WO3品位2.69%,回收率4.90%。重选精矿再磨后强磁选可以获得钨精矿WO3品位65.06%,回收率76.44%。
含铁辉长岩中钛铁矿回收试验研究
伍娟娟
2016, 37(3).
摘要(669) PDF(315)
摘要:
本选矿试验探讨了TFe品位11.66%、TiO2品位5.24%的含铁辉长岩中钛铁矿的选矿方法。通过试验,针对其铁钛矿物含量低且嵌布相对较细的特点,采用优先选钛的主体工艺,“弱磁 两段强磁 一粗五精”的流程,获得产率2.97%、TiO2品位47.00%、回收率28.66%的高钛、含钒的优质钛精矿。实现资源综合利用,为含铁辉长岩中钛铁矿回收利用提供了技术依据。
低品位复杂难选铜铅锌矿选铜工艺
何翔, 陈昌员
2016, 37(3).
摘要(679) PDF(291)
摘要:
四川会理铅锌矿有半个多世纪的开采历史,矿产资源丰富,但是矿石结构复杂,有用矿物共生现象严重,属于铜铅锌难分离矿石。由于矿石性质变化,在铜原矿品位0.5%,铜精矿主品位17.61%,铅锌杂质24.21%,铜回收率40.26%的情况下,我们在现有的流程基础上,通过调整药剂用量和添加硫化钠,与技改之前相比铜精矿铜品位提高了2.65个百分点,铅锌杂质含量降低了12.4个百分点,铜回收率提高了35.02个百分点。
湖南某铜矿选矿试验研究
何云广
2016, 37(3).
摘要(762) PDF(327)
摘要:
本文以湖南某铜矿为研究对象,针对该矿矿石性质,采用单一浮选的工艺流程选别该矿石。在条件试验的基 础上进行了小型闭路试验,获得了铜品位为26.15%的合格铜精矿,铜的回收率为90.75%,铜精矿含银89.68g/t,达到综合回收的目的, 获得了比较好的选矿指标。
钙化合物对碱焙烧氧化锌矿的影响
陈兵, 申晓毅, 顾惠敏, 邵鸿媚, 翟玉春, 马培华
2016, 37(3).
摘要(735) PDF(321)
摘要:
为了检验钙化合物的存在对氧化锌矿碱熔融焙烧过程的影响,选择了纯物质ZnCO3、SiO2、PbO2分别与NaOH反应,分析了焙烧熟料的物相结构。结合氧化锌矿碱熔融焙烧熟料和熟料溶出渣的物相结构分析,得到了钙化合物在碱熔融焙烧反应中的产物物相,难溶的Ca2SiO4和Ca2PbO4降低了硅和铅的提取率,而Na2ZnSiO4的存在降低了锌和硅的提取率。最后讨论了碱焙烧过程中ZnCO3、SiO2、PbO2和钙化合物发生的化学反应。
辽宁思山岭铁矿石阶段磨选试验研究
袁帅, 韩跃新, 李艳军, 刘杰
2016, 37(3).
摘要(778) PDF(560)
摘要:
对辽宁思山岭赤铁矿石采用阶段磨矿—磁选—混磁精矿反浮选工艺流程进行了条件试验研究,对选别过程的磨矿细度、磁场强度、药剂制度等工艺参数进行了优化。结果表明,TFe品位28.74%的原矿经磨矿后通过磁选抛尾处理可获得TFe品位37.97%的混磁精矿,混磁精矿再磨后经一粗一精三扫、中矿返回流程的反浮选工艺处理后,最终可获得TFe品位66.50%,铁总回收率87.67%精矿产品。
四川某难选硫铁铅锌矿合理选矿工艺研究
蒋素芳, 郭玉武, 魏党生, 叶从新, 韦华祖
2016, 37(3).
摘要(690) PDF(322)
摘要:
针对四川某磁黄铁矿含量高、铅锌品位低、矿物共生关系密切的铅锌矿石进行了选矿工艺试验研究。采用铅优先浮选-磁选脱硫-锌硫混浮再分离的工艺流程,可获得Pb品位62.37%,回收率86.75%的铅精矿,Zn品位46.46%,回收率83.13%的锌精矿,S品位39.10%,回收率82.37%的硫铁精矿,试验指标良好,实现了铅锌硫的综合回收,为经济合理开发该类矿石提供了一定参考。
云南某低品位硫氧混合型铜矿浮选试验研究
张世民, 叶国华, 张爽, 蒋京航
2016, 37(3).
摘要(646) PDF(302)
摘要:
云南某铜矿,铜品位仅0.47%,氧化率为23.02%;矿物组成虽简单,但对浮选有害的碱性脉石矿物含量较高;总体来看,该矿属低品位难选硫氧混合型铜矿。针对该矿的性质特点,对其进行了浮选试验研究,结果表明:在丁黄药 丁铵黑药(2:1)组合作为捕收剂、其用量150g/t,磨矿细度85%-200目,活化剂硫化钠用量500 g/t的条件下,采用“一粗-一扫-三精”浮选工艺,可获得较好的技术指标,最终铜精矿品位和回收率高达17.56%和90.80%,为低品位难选硫氧混合型铜矿资源的开发利用提供了有力的参考依据。
黑龙江省某钼矿石选矿试验研究
胡玉静, 牛燕萍, 何章辉, 初静波, 张帅
2016, 37(3).
摘要(617) PDF(299)
摘要:
黑龙江省某钼矿原矿Mo品位0.062%,试验分别进行了磨矿细度、浮选药剂用量、浮选时间等条件试验研究,并在此基础上进行了两种闭路流程试验对比研究,最终确定较为合理的试验流程,并获得Mo品位为49.23%,回收率为87.98%的精矿产品,选矿效果较好。本研究为该矿区地质评价及矿产资源开发利用提供了有利依据。
微细粒赤铁矿-石英体系的选择性絮凝试验研究
李凤久, 刘殿一, 郑卫民, 陈鹏
2016, 37(3).
摘要(592) PDF(465)
摘要:
通过采用常规絮凝剂和新合成絮凝剂絮凝对单矿物和人工混合矿选择性絮凝试验,得出不同选择性絮凝剂对微细粒赤铁矿-石英体系的絮凝效果优劣顺序为:淀粉丙烯酰胺接枝聚合物>磺化聚丙烯酰胺>苛化玉米淀粉,综合考虑品位和回收率指标,以淀粉丙烯酰胺接枝聚合物效果最佳。当淀粉丙烯酰胺接枝聚合物接枝聚合物加入量为3mg/L时,沉降物铁品位为42%,铁回收率为91.42%,当用量为1mg/l时,絮凝沉降物最高品位为45%,相比原矿提高了12个百分点,为采用常规选矿方法进一步分选絮团创造了条件。
辽宁某钼矿分粒级浮选试验技术研究
马秋龙, 张其东, 袁致涛, 李明明, 卢冀伟
2016, 37(3).
摘要(693) PDF(320)
摘要:
在钼矿选别过程中, 由于水玻璃的大量使用, 会导致尾矿沉降时间过长, 回水无法正常利用。针对此问题, 对辽宁某钼矿提出了粗细粒级分级浮选工艺, 将磨矿后的物料分成+0.037 mm、-0.037 mm两个不同粒级的产品, 然后各粒级分别进行浮选, 最终通过试验得到品位为51.9%和47.3%, 回收率为96.21%和92.66%钼精矿, 浮选指标良好, 同时水玻璃的用量从6 kg/t降到了2.4 kg/t, 对尾矿进行沉降试验, 结果表明:分级浮选后尾矿沉降得到明显改善, 有利于回水的正常使用。
甘肃肃北某铁矿可选性试验
王晓慧, 张丽军, 梁友伟
2016, 37(3).
摘要(734) PDF(302)
摘要:
甘肃肃北某铁矿嵌布粒度细,铁矿物分布粒度小于70μm;矿石中磁性铁矿物占64.29%,弱磁性铁矿物占30.68%,这给铁矿物的有效分选带来难度。针对该矿石特点,创新性的采用“三段磨矿—弱磁选—中矿强磁抛尾后焙烧—再磨弱磁选”的工艺流程进行选铁试验,结果为:铁精矿品位63.50%、回收率52.73%,铁富集物品位41.85%、回收率28.87%。尾矿品位降至8.25%。
E908捕收剂优先浮选高硫含铜矿石的试验研究
黄建平, 戴子林, 危青, 李桂英, 张恩普
2016, 37(3).
摘要(784) PDF(343)
摘要:
在低碱度条件下,研究了以E908为捕收剂,腐殖酸钠为抑制剂对某高硫含铜矿石的优先浮选工艺。试验结果表明,捕收剂E908对硫化铜矿具有较好的捕收性能,腐殖酸钠是铜硫浮选分离时黄铁矿的优良抑制剂。全优先流程闭路试验得到铜精矿铜品位19.87%、银品位605.84g/t,铜回收率87.76%、银回收率84.51%的浮选指标。
浮选回收宜昌磷矿重介质分选产生的微细级低品位胶磷矿
罗慧华, 刘连坤, 朱道鹏, 翟定军, 苗华军, 胡学超, 胡正, 张战利
2016, 37(3).
摘要(771) PDF(328)
摘要:
为了有效回收宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒级胶磷矿,提高资源的利用率。对此微细粒级低品位胶磷矿,进行了多元素分析以及粒度分析,据分析此磷矿-0.045mm的粒级含量达到94%以上,原矿的P2O5品位仅为15.62%,MgO含量4.30%,SiO2的含量为24.46%,该磷矿属于微细粒级硅钙质低品位胶磷矿,因此要提高此矿的品位,需采用低矿浆浓度正反浮选浮选试验。试验结果表明,在矿浆浓度为 24 %,采用正浮选一粗一扫两精联合反浮一粗一扫的工艺流程,获得了最终磷精矿P2O5品位29.09%、MgO含量0.82%、回收率78.01%的选矿指标。有效回收了宜昌磷矿重介质分选所产生的低品位微细粒级胶磷矿,减少了宜昌磷矿资源的损失率。
冶金工程
甘肃国宝山铷矿床矿石特征研究
赖杨, 杨磊, 李丹峰, 张伟
2016, 37(3).
摘要(852) PDF(376)
摘要:
国宝山铷矿床位于甘肃省瓜州县境内,矿(化)体主要赋存于石炭纪侵入的二长花岗(伟晶)岩和含天河石钠长花岗(伟晶)岩中,并严格受岩性控制。该矿床的规模已达超大型,并伴生多种稀有金属元素(如Li、Nb、Ta等)。矿石成分主要有钠长石、石英、微斜长石(天河石、钾长石)、(锂)云母、角闪石,以及少量黄玉、(铁)锰铝榴石、钽铁铌锰矿、锡石、锆石、钍石、独居石等。矿石构造以块状构造为主,及少量条纹、豆粒斑点团块等构造;矿石结构主要有花岗结构、似斑状结构、自形晶粒状结构、包含结构、揉皱结构等。据多种分析测试方法,查明原矿中铷的含量为0.124%,铷元素在本矿区可能以类质同像的方式主要赋存于微斜长石(钾长石)和(锂)云母中,其分布率分别为71.13%和28.09%,在其他矿物中含量甚微。该研究成果可为今后矿床的勘探、开发及矿产资源综合利用提供基础参考资料。
汉源某氧化铅锌矿难选原因分析及流程推荐
惠博, 徐莺, 赵开乐, 张裕书
2016, 37(3).
摘要(742) PDF(324)
摘要:
本文利用矿相显微镜、电感耦合等离子体发射光谱(ICP-AES)、扫描电子显微镜(SEM)、X射线能谱探针(EDS)等手段对某氧化铅锌矿的工艺矿物学特征进行了研究,主要分析了铜铅锌的赋存状态,重点讨论了影响白铅矿回收的矿物学因素。原矿化学分析结果显示,矿石含Pb4.84%, Zn1.46%, Cu1.41%,同时含有0.27g/t的Au和73.1g/t的Ag;岩矿鉴定结果表明,金属硫化物矿物黄铁矿含量11.28%,白铅矿含量6.24%,方铅矿1.34%,闪锌矿含量2.63%,黄铜矿和辉铜矿总量3.97%,蓝铜矿为0.01%。脉石矿物主要为白云石(44.88%)、石英(13.11%)和黑云母(9.33%);矿物嵌布粒度统计结果表明,矿石中白铅矿交代方铅矿,多与其他矿物相互包裹,解离非常困难,而闪锌矿、黄铜矿和辉铜矿则较容易解离;元素平衡配分结果表明,铅元素主要分配在白铅矿中,达到了80.71%;方铅矿占19.33%;锌在闪锌矿中的配分达到了100%;铜元素主要分布在黄铜矿和辉铜矿中,分布率分别为49.92%,49.51%。在综合铅锌选矿研究进展的基础上,结合矿石整体性质,指出“氧化铅矿物和脉石的分离”这一选铅核心问题。最后,建议原则流程:铜锌混合浮选—浮方铅矿—浮硫—强化浮选白铅矿。
矿物材料
悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用
李小娜
2016, 37(3).
摘要(763) PDF(314)
摘要:
弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后(磨矿细度-0.074 mm 85%)再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。
Falcon离心机分选某细粒尾矿中锡石的试验及实践
邵成祥, 肖骏, 陈代雄, 董艳红
2016, 37(3).
摘要(833) PDF(322)
摘要:
云南某大型锡矿山重选厂存在着细粒尾矿中锡石流失严重的问题。细粒尾矿行筛析和矿物组成分析表明,该矿中细粒尾矿中的锡石矿物属于难以回收的组分。对比研究了几种常见的高效细粒锡石重选设备对该部位尾矿中锡石的回收效果,采用Falcon离心机对该部分锡石回收效果最优,并通过参数调节,确定了Falcon离心机处理该细粒尾矿的最优条件。工业应用结果表明:大型Falcon离心机可有效回收细粒尾矿中的锡石,为企业新增了经济效益。
广东某石材加工废料综合回收试验研究
蔡娜, 王毓华, 李旭东, 曾繁森
2016, 37(3).
摘要(759) PDF(505)
摘要:
对广东某地石材加工废料开展了物料性质研究,查明了废料的主要矿物组成及粒度特性,进而对废料中的长石和石英有价矿物进行了综合回收的选矿试验。结果表明,在碱性条件下采用新型两性捕收剂YOA对废料中的含铁云母类杂质进行浮选脱除,可使废料中的铁含量由1.46%降低至0.78%,白度值由40.10提高至51.40,分选效果良好;对浮选除杂后的精矿产品在1.5T磁场强度下进行磁选脱铁,铁含量进一步降低至0.38%(折算为0.54%),白度值进一步提高至53.70,使长石 石英混合精矿质量达到陶瓷原料要求,可见采用浮选 磁选的联合方案可实现广东某石材加工废料的综合回收。
从稀土废水中回收制备氧化稀土试验研究
罗宇智, 沈明伟
2016, 37(3).
摘要(655) PDF(327)
摘要:
稀土冶炼废水中含有一定浓度的稀土元素,如不加以回收,会造成稀土资源的浪费。为使回收稀土废水中的稀土,试验采用化学沉淀-萃取反萃-草酸精制的工艺回收废水中的稀土。化学沉淀试验表明,以氢氧化钠为沉淀剂,废水中稀土的沉淀率可达97.51%;沉淀经酸溶,水解除铁后进行稀土萃取试验,萃取级数2级,稀土元素的萃取率为97.33%;萃取后的稀土富集有机相经3级反萃,草酸精制后获得氧化稀土产物。整个工艺流程中稀土总回收率为90.93%。
矿山环境
加压酸浸过程中铟与铁的关系研究
罗文波, 王吉坤, 甘胤
2016, 37(3).
摘要(585) PDF(235)
摘要:
用硫铁矿与硫酸铟模似高铟高铁闪锌矿的加压酸浸,对影响浸出的始酸浓度、温度、时间、压力等因素进行考察,得出铟会随黄钾铁矾、氢氧化铁胶体、赤铁矿的生成而随铁一起进入渣中,其中赤铁矿晶形较好,铟随其进入渣量最少。为了使浸出过程中铟尽可能少入渣,应减少浸出过程中铁的沉淀,铁的沉淀最好以赤铁矿的形式存在。