矿冶工程

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杨彪, 罗周全, 陆广, 刘晓明, 鹿浩

矿冶工程. 2011, 31(1): 1-4.

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为了将矿岩时间属性准确加入到复杂多金属露采矿山境界优化过程中, 提出了基于矿床块体模型的动态综合优化方法。采用当量品位的方式将多金属元素转化为综合当量品位并对矿床块模型进行经济参数赋值, 运用L-G图论法通过矿石售价折扣的方式获得一系列静态方案, 研究分析了复杂矿山的开采工艺并对各方案编排进度计划, 统计计算各方案年现金流, 经贴现获得净现值(NPV), 综合分析各方案NPV及资源回收情况确定最优方案, 实现复杂多金属露天矿山最终境界的动态综合优化圈定。基于生产进度计划的境界动态优化方法与矿山实际生产紧密结合, 其优化结果可为矿山设计及未来生产提供更好的基础支撑, 为露采矿山最优境界寻找开辟了一条新的途径。

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新型地下巷道吊挂拼装支护结构研究与设计

王洪立, 鲍伟, 孙远平, 李恩忠, 王玉白, 马华祥

矿冶工程. 2011, 31(1): 5-8.

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简要概括了地下工程围岩的分类、围岩的性质和围岩的破坏机理, 详细介绍了一种新型地下巷道吊挂拼装支护结构的研究与设计。该新型支护结构可以有效解决巷道支护刚性不足的问题, 提供了一种带有一定收缩量的支护结构。

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露天矿周边民房爆破振动响应的频率特征分析

陆广, 罗周全, 史秀志, 杨彪

矿冶工程. 2011, 31(1): 9-12.

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利用多元线性回归方法建立了综合速度及频率影响的民房爆破振动衰减规律方程, 并提出了回归效果检验方法。实测结果分析表明, 速度-频率回归公式比传统单一速度回归公式预测精度提高了4%, 进一步验证了频率对于建(构)筑物爆破振动响应的重要性, 对我国露天矿山安全生产起到很好的指导意义。

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提高充填接顶率的技术措施研究

王树海, 李启月, 赵国彦

矿冶工程. 2011, 31(1): 13-15.

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在分析不同充填接顶率对采矿安全影响的基础上, 探讨了影响充填接顶率的原因, 提出了通过改造充填隔离墙和滤水井提高采场的滤水速度, 通过研制三通阀实现充填引路水与洗管水的场外排放以及通过发明的充填滤水器提高充填料浆的浓度等技术措施与方法, 提高了充填接顶率, 实现了密实充填, 从而解决了充填采矿法中长期存在的技术问题。

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矿岩破碎块度分布分形特征对铀浸出率的影响

曾晟, 谭凯旋

矿冶工程. 2011, 31(1): 16-18.

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为了研究矿岩破碎块度分布对铀浸出率的影响, 以曼得勒罗特提出的体积-尺寸分形尺度关系为基础, 用筛分法研究了矿岩块度分布规律。铀的酸性浸出试验研究表明, 铀金属浸出率随矿岩块度分布分维值的增加相应增大, 但当分维值大于2时, 铀浸出率随时间的增大比较缓慢。酸性浸出该铀矿时, 矿岩破碎块度的分维值取2.0时能获得最佳的效果。

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复杂巷道工程三维可视化建模方法研究及应用

徐海, 罗周全, 刘晓明

矿冶工程. 2011, 31(1): 19-23.

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针对某矿山的具体工程实际, 运用Surpac、Dimine等数字化工具, 开展了矿山复杂巷道三维可视化建模方法研究, 形成了二种有效的巷道三维建模方法, 并通过分析、对比不同巷道三维建模方法的优缺点, 优化建模参数, 提高了巷道三维建模的精度。三维可视化建模方法在某矿山巷道的应用结果表明, 所建模型可靠, 可辅助矿山进行巷道优化设计和巷道工程施工计划编制等。

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某地低品位铜铅锌银矿绿色环保选矿试验研究

朱一民

矿冶工程. 2011, 31(1): 24-26.

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对青海某地低品位铜铅锌银矿体进行了选矿试验研究。研究结果表明, 采用铜-铅-锌优先浮选方案和无毒(低毒)选矿药剂, 可从含铜0.16%、含铅2.60%、含锌3.84%、含银61 g/t的试样中获得含铜16.37%、铜回收率为49.07%、含银1 231 g/t、银回收率为9.67%的铜精矿, 含铅55.06%、铅回收率为86.81%、含银769 g/t、银回收率为51.69%的铅精矿和含锌46.80%、锌回收率为81.65%、含银206 g/t、银回收率为22.64%的锌精矿, 铜精矿、铅精矿和锌精矿中银的总回收率为84.00%。

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阶段磨选磨矿粒度划分的理论分析与计算

李茂林, 崔瑞, 王非, 向文娟, 曾凡霞

矿冶工程. 2011, 31(1): 27-29.

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从磨矿动力学出发, 提出了阶段磨选时磨矿粒度的划分方法, 将阶段磨矿的能耗问题转换成当量磨矿时间最小的数学问题, 通过分析磨矿时间与粗精矿产率的相互关系, 用数学方法回归磨矿动力学方程和粗精矿产率与磨矿粒度的数学关系, 提出了与磨矿能耗一致的当量磨矿时间概念, 以最小的总能耗划分磨矿粒度。借助于EXCEL可以实现两段、三段磨矿合理的磨矿粒度划分。以某一铁矿的阶段磨选为例, 对合理的两段、三段磨矿进行了计算, 得到了总能耗最小的磨矿粒度划分。

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丙三醇黄原酸钠抑制磁黄铁矿作用机理研究

熊道陵, 王兴卫, 钟洪鸣, 彭建城, 李金辉

矿冶工程. 2011, 31(1): 30-32.

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通过测定pH值、矿浆电位以及红外光谱, 探讨了丙三醇黄原酸钠抑制磁黄铁矿的作用机理。在丙三醇黄原酸钠作用下, 磁黄铁矿表面存在亲矿的—C==S吸收峰和亲水的—OH吸收峰, 抑制了磁黄铁矿的上浮; 磁黄铁矿的可浮性与pH值和矿浆电位存在着匹配关系, 在某一pH值下, 只有在适宜的电位区域磁黄铁矿才可浮。

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某难选锌铁硫矿选矿试验研究

倪章元, 肖丽

矿冶工程. 2011, 31(1): 33-35.

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对某难选锌铁硫矿石的性质进行了研究, 通过反复条件实验, 采用“先浮后磁, 先硫后锌”工艺流程, 选择了合理的药剂, 取得较好的选矿指标。闭路试验可获得Zn品位43.73%、回收率86.73%、含S 32.03%的锌精矿, Fe品位65.89%、回收率44.84%的铁精矿和S品位45.59%、回收率37.79%的硫精矿。各有价矿物得到有效回收。

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富砷锑金矿石浮选分离试验研究

杜淑华, 骆振福, 潘邦龙

矿冶工程. 2011, 31(1): 36-38.

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对某富砷锑金矿石进行了浮选分离试验研究。在弱酸性条件下, 以硝酸铅作活化剂, 以丁基铵黑药作捕收剂, 采用浮锑抑砷工艺, 最终获得含锑63.18%、回收率95.05%的锑精矿和含金9.02 g/t、含砷9.32%、金回收率为65.06%、砷回收率为64.97%的金砷混合精矿。

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新疆某镜铁矿选矿实验研究

曹卫国

矿冶工程. 2011, 31(1): 39-42.

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采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。

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提高某地鲕状赤铁矿回收率的试验研究

孙达

矿冶工程. 2011, 31(1): 43-46.

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对某微细粒嵌布的鲕状赤铁矿采用阶段磨矿-强磁-反浮选工艺处理后的尾矿进行了提高回收率的工艺试验研究。结果发现, 该矿样嵌布粒度极细, 单体解离度达到85%时矿样的平均粒度为22.6 μm, 采用常规选矿方法很难对其进行回收。通过试验研究, 采用一次粗选一次扫选的絮凝-强磁选可得到铁品位56.07%、作业回收率60.44%的铁精矿, 综合原矿回收率提高了28.29%。

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某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

谭希发

矿冶工程. 2011, 31(1): 47-50.

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对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。

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由低品位菱镁矿制备高纯碳酸镁的研究

陆彩云, 陈敏, 李月圆, 孙中强, 于景坤

矿冶工程. 2011, 31(1): 51-53.

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以低品位菱镁矿为原料, 经轻烧、消化, 在不同条件下进行碳酸化, 将消化料浆转化为碳酸氢镁进入液相而制得重镁水, 采用活性炭为吸附剂脱除钙、铁等杂质, 并研究了不同添加剂对重镁水热解产物形貌的影响。研究表明, 随着碳酸化温度升高, 氧化镁的收得率降低; 随着碳酸化时间的延长, 氧化镁的收得率增加; 随CO₂气体流量的增大, 氧化镁的收得率稍有增加, 但增加幅度很小。XRD分析表明重镁水热解产物的主要成分是3MgCO₃·Mg(OH)₂·3H₂O 和MgCO₃·3H₂O。经过提纯处理后, 热解产物纯度很高, CaO含量小于0.04%, TFe含量小于0.02%。SEM分析表明, 无添加剂时, 热解产物为片状; 加入酸性添加剂磷酸二氢钾时, 热解产物为花瓣状; 加入碱性添加剂碳酸铵时, 热解产物为球状; 加入可溶性镁盐时, 热解产物为晶须状。

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三相流化床中硝酸氧化难选冶金精矿动力学研究

高国龙, 李登新, 孙利娜

矿冶工程. 2011, 31(1): 54-56.

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以难选冶金精矿为原料, 三相流化床中硝酸氧化金精矿反应过程中铁的转化率为实验指标, 考察了气速、硝酸浓度、温度和粒径等因素对铁转化率的影响, 研究了三相流化床中硝酸氧化金精矿的反应动力学。结果表明: 在三相流化床中, 铁的转化率受气速、硝酸浓度、温度和粒径等因素的影响。随着气速、硝酸浓度及反应温度的增加, 转化率均有所提高, 而随着金精矿粒径的增加, 转化率降低。三相流化床中硝酸氧化难选冶金精矿符合颗粒缩小的缩核模型, 反应活化能为43.2 kJ/mol, 属于化学控制。

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P204-仲辛醇皂化萃取氰化尾渣酸浸液中铁的初步研究

伍静静, 李登新

矿冶工程. 2011, 31(1): 57-62.

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采用P204-仲辛醇皂化萃取体系从金精矿氰化尾渣酸浸液中萃取分离铁, 初步研究其萃取机理, 并考察了萃取体系、P204浓度和料液初始pH值、含铁浓度及加入介质NaCl对Fe(Ⅲ)萃取的影响以及相比(O/A)、H₂SO₄浓度对Fe(Ⅲ)反萃的影响。实验结果表明：P204和仲辛醇对酸浸液中的Fe(Ⅲ)具有一定协同萃取效应, 仲辛醇作为萃取体系中的相转移试剂, 尤其能改善铁的反萃效率。同时, 采用氨水皂化后的萃取体系铁的提取率显著提高。P204、仲辛醇以及260^#溶剂油以1∶1∶2的体积比混合作为萃取体系, 在相比为2的条件下, 调整含铁10.18 g/L的原酸浸液的pH值接近2.0, 经过1级萃取, 萃余液中含铁低于0.25 g/L; 以25%(体积分数)的H₂SO₄反萃, 有机相中的铁基本被反萃完全。通过萃取和反萃, 铁离子溶液中杂质含量大大减少, 尤其是砷的含量。

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“一步法”生产直接还原铁配煤试验研究

伍赠玲, 石仑雷

矿冶工程. 2011, 31(1): 63-65.

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采用“一步法”工艺进行了直接还原铁配煤试验研究, 在保证提高还原铁产品质量的前提下, 通过改良还原剂配方来提高福建本地无烟煤的应用比例以降低还原剂成本。试验结果表明, 福建本地无烟煤与省外优质煤按照一定比例混合, 得到的直接还原铁产品TFe品位可达到90.73%、金属化率95.44%。本地煤与优质煤混合使用能够充分利用福建丰富的煤矿资源, 大大降低优质煤的用量, 提高资源利用率, 降低生产成本。

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复合添加剂对赤铁矿球团性能影响的机理研究

周友连, 许斌, 李骞, 姜涛

矿冶工程. 2011, 31(1): 66-69.

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研究了复合添加剂对赤铁矿球团性能的影响, 并对其机理进行了探索。研究表明, 适量的硼砂在低温下能生成一定量的液相, 有助于球团焙烧过程中的固相反应, 从而改善赤铁矿球团抗压强度, 但过量的液相会阻碍晶粒的直接接触, 不利于球团中Fe₂O₃再结晶, 降低焙烧球强度; 而且由于液相过多, 还原过程粘结力减弱, 恶化还原膨胀。MgO低温下稳定, 阻碍了赤铁矿球团中Fe₂O₃的微结晶, 降低预热球抗压强度, 但高温下形成高强度、高熔点的铁酸镁系提高了焙烧球抗压强度且改善了还原膨胀。优化试验表明, 0.2%硼砂和1.75％MgO所形成的复合添加剂能使得赤铁矿球团既有良好的冶金性能, 又能满足球团生产的抗压强度要求。

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回转窑动态氧化焙烧石煤提钒研究

胡杨甲, 张一敏, 刘涛, 黄晶, 朱晓波, 李望

矿冶工程. 2011, 31(1): 70-72.

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将电热回转窑用于湖北某地石煤的动态氧化焙烧中, 得出了最佳焙烧条件：填充率16%, 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间2.5 h, 加盐量10%。对比马弗炉静态焙烧试验, 回转窑动态焙烧能显著降低盐量和焙烧温度, 同时一次水浸率明显提高, 焙烧温度由850 ℃降低为800 ℃, 加盐量从18%降低到10%, 一次水浸率由64.03%提高到72.64%。

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复杂铜精矿氧压浸出综合回收工艺

杨俊奎, 徐斌, 杨大锦

矿冶工程. 2011, 31(1): 73-76.

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呷村铜精矿中铜矿物主要为难浸出的(锑、砷)黝铜矿, 还含有较高的铅、锌、银、砷和锑。针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理, 通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件。扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达97.10%、89.83%, Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中, 铜锌与铅银分离彻底。浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收。浸出渣中的铅、银通过氯盐浸铅、硫脲浸银进行回收。铜萃取率, 铅、银浸出率分别为96%、90%、95%。

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纳米CeO₂抛光液的制备及其抛光性能研究

谢圣中, 王柏春, 许向阳,,王绍斌, 翟海军

矿冶工程. 2011, 31(1): 77-80.

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在水体系中采用沉淀法制备了纳米CeO₂粉体, 并用XRD、SEM、TEM等对其晶体结构、粒度与形貌等进行了表征。将所得粉体配成水基纳米CeO₂抛光液, 研究了其抛光硅片的性能与机理, 并与纳米SiO₂抛光液作对比。结果表明, 粒度在100 nm以下的CeO₂对硅片具有良好的抛光效果, 抛光后硅片表面形貌有很大改观, 表面划痕被抛掉, 在面积172 μm×128 μm的范围内得到了表面粗糙度R_a为0.689 nm的超光滑表面。

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活性TiO₂的制备、表征及其可见光催化降解性能

张一兵

矿冶工程. 2011, 31(1): 81-83.

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以Ti(SO₄)₂为主要原料, 采用水热法制备了活性 TiO₂粉末, 以SEM和XRD测定了样品的形貌和晶型, 研究了自制的 TiO₂对孔雀石绿溶液的光催化降解作用。结果表明, 所制备的TiO₂为锐钛矿型TiO₂即A-TiO₂。在优化条件下, 用自制的掺Fe³⁺量为8%的活性TiO₂降解孔雀石绿溶液的降解率达到84.00%。同样条件下, 以掺Fe³⁺量为0%、2%、5%和10%的A-TiO₂为催化剂, 孔雀石绿的降解率分别为15.30%、45.10%、63.30%和40.70%。

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C-TiO₂光催化还原CO₂的实验研究

薛丽梅, 张风华, 樊惠娟, 陈彬, 白雪峰

矿冶工程. 2011, 31(1): 84-87.

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采用浸渍-焙烧法制备了C掺杂TiO₂纳米粉体, 并对所制备的光催化剂进行了表征。结果表明, C取代了TiO₂晶格中的Ti原子, 形成了Ti—O—C的结构; 掺杂C后, 晶型未发生变化, 电荷分离效率提高, TiO₂的吸收边发生红移。碳掺杂TiO₂ 降低了TiO₂的禁带宽度, 拓展了可见光吸收区域。在模拟日光灯照射下, 选取可见光吸收最好的催化剂C-TiO₂-3/1-600进行了光催化还原CO₂制取甲酸的研究, 光照6 h, 甲酸产量达到2 633.98 μmol/g-Cat。

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水热法制备锂离子电池正极材料 LiFePO₄及其性能研究

李伟, 习小明, 湛中魁, 胡常波

矿冶工程. 2011, 31(1): 88-91.

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以 H₃PO₄, FeSO₄·7H₂O和LiOH·H₂O为原料, 采用水热法制备锂离子电池正极材料LiFePO₄, 并以葡萄糖为碳源对其进行碳包覆。考查了pH值、水热反应温度和反应时间等工艺条件对合成产物的结构、微观形貌和电化学性能的影响。结果表明, pH值对水热反应合成LiFePO₄有很大的影响, 当前驱体pH值为7左右时能得到较纯的LiFePO₄。260 ℃水热反应4 h所合成的LiFePO₄碳包覆后的电性能最好, 0.1C倍率下首次充放电比容量分别为152和146 mAh/g。

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2011年, 第31卷, 第1期　
刊出日期：2011-02-25

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