改善锰矿泥的选别工艺

苏联恰图拉和尼科波尔地区锰矿选矿厂洗矿锰矿泥的选别,目前最常用的方法是浮选。浮选给矿粒度为-0.16+0.04mm。对粗颗粒要磨矿到-0.16mm,而细粒(-0.04mm)则送入尾矿场。此时锰的损失达20～22％。黑色金属选矿研究设计院提出了强化锰矿泥选别过程的两个方向:1)提高浮选的粒度上限:2)寻求细泥的处理方法。     

高磷低品位锰矿浓酸熟化脱磷试验研究

提出用拌浓酸熟化的方法对难选贫锰矿进行脱磷正交试验研究,考察了浓酸用量、熟化时间、矿石粒度对脱磷效果的影响。实验表明：浓酸用量和矿石粒度对脱磷效果影响显著。该锰矿拌浓酸熟化处理最优工艺条件：浓硝酸用量100％,时间12h,粒度-0．125＋0．1mm。在最优工艺条件下,锰矿品位从11．56％提至44．23％,P／Mn从0．0126降至0．0056,锰回收率达93．68％,达到,台金用锰矿石标准AMn45Ⅲ的技术指标。     

大新锰矿低品位氧化锰粉矿选矿试验研究

大新锰矿低品位氧化锰粉矿细碎至-3mm后通过单一干式强磁选得到磁选精矿含锰34．80％,锰回收率86．60％;通过干式强磁一跳汰重选得到化工锰精矿含锰38．60％,锰回收率41．17％;7台金锰精矿含锰31．95％,锰回收率45．43％;两个精矿锰总回收率86．60％。     

湘锰生产超高碱度锰烧结矿

湘潭锰矿选烧分厂,为改善高炉锰铁技术经济指标,于1989年11月至1990年10月试生产超高碱度锰烧结矿。原、燃料锰矿粉:经磁选后的选精矿,平均含锰24.92％,粒度为0—8mm(0—5mm占50％)。烧结配比量为33％;高炉返矿粉配比为10—15％。熔剂:采用白云石,氧化镁平均含量为20％,氧化钙含量为31.5％,粒度0—8mm(0—5mm占50％),配比量31％。     

内蒙古磁铁矿选矿工艺探讨

内蒙古磁铁矿矿石性质较复杂，含铁36．22％，含硫1．197％，磁铁矿嵌布粒度细，有害元素硫不易脱除，研究确定了先浮后磁的选矿工艺流程。采用反浮选脱硫，并通过试验确定了磨矿粒度-0．074mm90％、异戊黄药用量150g／t、2#油用量60g／t、矿浆pH值为5．5、硫酸铜用量400g／t的最佳选矿条件，验证试验表明，铁精矿品位可达64．81％，铁回收率72．82％，铁精矿含硫仅为0．415％。     

广西某低品位碳酸锰矿选矿试验研究

针对广西某低品位碳酸锰矿嵌布粒度细、单体解离困难、铁硅含量高、以菱锰矿为主等特点,经研究,试验采用湿式强磁选法回收该锰矿。在磨矿细度-0.074 mm占75%、粗、扫选磁场强度1.35 T、精选磁场强度1.07 T条件下,进行一粗一精一扫强磁选试验,实验室小型闭路试验可获得锰品位15.53%、锰回收率77.79%的锰精矿;扩大连续试验可获得锰品位15.57%、回收率76.18%的锰精矿。     

微细粒贫锰矿选矿回收工艺研究

采用磁选、浮选工艺流程对连城锰矿微细粒锰矿泥进行了选矿回收工艺研究。试验结果表明:含锰6.83%的微细粒锰矿泥采用单一磁选选别获得了精矿锰品位22.49%,锰回收率64.12%的选别指标。采用磁选-浮选工艺选别,获得了精矿锰品位40.15%,锰回收率43.14%的选别指标。     

浮选锰矿泥的倾斜式充气浮选柱

提高选矿效率的主要方向之一是强化细泥浮选,这问题对于恰图拉锰矿的选矿具有特别的意义,因为该矿随细泥损失的金属量达45—50％。据文献资料分析表明,当原矿未经预先脱泥时,对氧化锰矿物进行常规泡沫浮选不能得到满意的结果。为解决这一问题,曾进行了以下几方面的工作:探索有效浮选药剂及药剂制度;研究矿浆液相离子组成对锰矿泥浮选的影响;乳化浮选的研究;物理作用对浮选过程的影响;研究对矿泥采用     

离心重选—浮选脱硫工艺回收细粒级钨锡矿物的试验研究

为有效回收广西某细泥中的钨锡矿物,开展了离心重选—浮选脱硫工艺试验研究.细泥中WO3、Sn含量分别为0.52％和0.31％,其中钨主要为黑钨矿和白钨矿,分别占47.69％和39.42％;锡主要以锡石形式存在,占比为75.48％,其次为硫化物中的锡,占比为17.42％.细泥中-0.03 mm粒级产率为61.36％,其WO...     

桃江锰矿选矿流程的改进

桃江锰矿三期选矿原流程为4—0mm入强磁选,投产后矿石过粉碎严重,回收率低,1990年通过试验引进CS-2型强磁选机,将入选粒度扩大到10—0mm,流程改进后,在精矿品位基本相近的情况下,锰回收率提高3％以上,生产成本下降10％。     

湖南花垣低品位碳酸锰矿石浮选生产实践

湖南省花垣低品位碳酸锰矿石浮选技术的工业化试产成功,使含锰7%~10%的低品位碳酸锰矿石,经浮选处理后,获得了含锰不低于17%的碳酸锰精矿,锰回收率达85%以上。     

Experimental study on preparation of manganese rich slag by direct reduction melting separation of low manganese high iron ore

In this experiment, low manganese high iron ore with manganese grade of 27.7% and iron grade of 18.1% was used as the research object to reduce and prepare manganese rich slag. The obtained manganese rich slag can be used for smelting silicon manganese alloy to achieve the purpose of efficient utilization of low grade manganese ore. According to the results of composition analysis, XRD analysis and particle size analysis of the ore, the reduction melting separation method was used to prepare manganese rich slag from low manganese ore. The experimental results show that each parameter has a greater impact on the mass fraction of manganese and iron in the reduction melting separation slag of low manganese high iron ore and the recovery rate of manganese under the single factor test. At the same time, combined with the Box Behnke principle design scheme, three experimental factors including temperature, alkalinity and carbon content were selected. The influence of each factor on the recovery rate of manganese was studied by response surface method. The experimental results were analyzed to establish the corresponding polynomial model, and the optimal process conditions were as follows: reduction temperature of 1402℃, alkalinity of 0.10, carbon content of 10.04%, and the recovery rate of manganese was 97%. A verification test was conducted under the optimal conditions; the recovery rate of manganese was 95.80%, and the error was 1.24%, which proved that the response surface method was a reliable and accurate prediction model. At the same time, the results are instructive for the application of low manganese and high iron ore.     

某难选锰矿选矿工艺试验研究

本文针对陕西某低品位难选碳酸锰矿开展选矿工艺试验研究,并分别进行了两种不同品位矿样的选矿试验。结果表明,对于品位8.87%的低品位贫矿,采用磁选可获得锰品位14.35%,回收率89.59%的锰精矿;对于锰品位10.68%的混合样,磁选可获得品位16.02%,回收率88.61%的锰精矿,选别指标较好。     

低锰高铁矿直接还原-熔分制备富锰渣试验研究

摘要：试验以锰品位27.7%,铁品位18.1%的低锰高铁矿为研究对象还原制备富锰渣,生产得到的富锰渣可用于冶炼硅锰合金,以达到高效利用低品位锰矿的目的。根据该矿的成分分析、XRD分析和粒度检测分析结果,采用还原 熔分法对低锰矿进行还原制备富锰渣试验,试验结果表明：单因素试验下各参数对低锰高铁矿的还原-熔分后渣中Mn、Fe元素的含量和Mn元素的回收率均有较大影响,同时结合Box-Behnke原理设计方案,选取温度、碱度以及配碳量3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素交互作用下对Mn元素回收率的影响规律,对试验因素进行优化分析,建立相应的多项式模型。模拟优化得到最优的工艺条件为：还原温度1402℃,碱度0.10,配碳量10.04%,Mn元素回收率为97%。在最佳条件下做验证试验得出Mn元素回收率为95.80%,误差1.24%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性,同时对低锰高铁矿的应用有重要指导意义。     

高碳锰铁冶炼锰回收率的试验研究

锰的入合金率是锰矿搭配按成分计算法的理论基础。锰矿品位和二氧化硅含量对锰的回收率影响较大。在终渣碱度１．３、氧化镁和氧化铝含量均为１０％的条件下，通过高温熔融还原实验，初步研究了锰的回收率ε与品位α的关系．当２４％≤α≤４８％时，ε＝０．１５１＋２．８０１·α－２．７５６·α２     

某低品位银锰矿选矿工艺研究

为提高入选冶金锰的品位和保证较高的回收率，进行选矿预富集是必要的。采用集合体选矿，通过分级粗细级别分别进行强磁选，可以得到较好的选别指标。最终指标为精矿锰品位32．56％，银品位248．8g／t，锰回收率93．01％，银回收率74．65％。     

留矿法和下向分层法在云南斗南锰矿区的运用

云南斗南锰矿针对北翼倾角在40（°）-70（°）之间,以F13断层为界的西边薄矿体尝试并段采矿,即北翼8中段巷道开拓到F13断层即开始单翼退采,F13断层西边矿体从北翼9中段采出,这样9中段F13断层西边采高为54m,可节省370m开拓巷道工程费。不同的采矿方法在该段中段使用,达到优势互补的良好效果。     

广西大新碳酸锰矿石的干选试验研究

初次探讨用正交设计法来寻找YHXTG-4012型永磁干式强磁选机对广西大新碳酸锰矿石进行磁选试验的最佳工艺条件。试验结果表明：在水分为1%~2%,给矿口40 mm,磁筒电机频率45 Hz,磁筒挡板间隙30 mm,磁辊电机频率50 Hz,磁辊挡板间隙25 mm的最优工艺条件下,经干式磁选,碳酸锰原矿品位从15.93%提高到了22.22%,精矿产率62.33%,回收率86.95%,取得了良好效果。     

硅锰合金入炉锰矿品位的经济分析

系统阐述了入炉锰矿品位对硅锰合金产量、锰回收率、成本、利润的影响。从成本和利润角度提出了入炉锰矿经济品位的概念，并就矿价、电价相对变化时引起合金成本利润的相应变化及这种变化与入炉锰矿品位的关系进行了分析。     

内蒙古某低品位氧化锌矿浮选试验研究

针对内蒙古某低品位高氧化率混合锌矿的特点,采用先硫化锌浮选-后氧化锌浮选工艺进行了试验研究,其中氧化锌浮选采用硫化-胺法工艺。结果表明,在不脱泥,磨矿细度-0.074 mm 75%,经硫化矿优先浮选,获得硫化矿锌精矿品位59.89%,锌回收率32.92%;氧化矿硫化胺法浮选获得锌精矿品位32.40%,锌回收率28.01%,有效实现了低品位氧化锌矿的浮选。