低铁中等品位铝土矿生产氧化铝合理方案的商榷

低铁中等品位的铝土矿,是我国铝矿资源的特点.本文从氧化铝生产的化工原理——除铁脱硅入手,提出低铁中等品位铝土矿生产氧化铝的合理方案,推荐压力预脱硅、过量石灰拜耳法.试验表明,～4%Fe_2O_3,4～5A/S 的山西铝土矿,经1000±100℃焙烧,以含 Na_2CO_3的NaOH 溶液,在3kg/cm~2下浸出1 5分钟,精矿 A/S 可达12～13。精矿拜耳法溶出,发现在不平衡溶出,即赤泥 A/S=1.3～1.5条件下,石灰添加量由常规的4～5%,过量至15～20%.用210～300g/1Na_2C_K的循环碱液,在60～32kg/cm~2下压煮浸出,Al_2O_3溶出率为87.5%,化学碱耗16～38kg Na_2CO_3/t Al_2O_3,其赤泥成份为:SiO_2 Al_2O_3 CaO Na_2O N/S A/S%12.6 18.7 38.3 1.2～3.0 0.1～0.14 1.48～1.52     

响应面法优化金精矿中性焙烧产物的自浸金过程

采用单因素试验和响应面试验方法,对金精矿中性焙烧产物的自浸金过程中Na_2SO_3、CuSO_4、NH_3·H_2O、Na_2CO_3等添加剂浓度进行优化研究,分析各添加剂及其相互作用对金浸出率的影响规律、显著性、次序。结果表明:金浸出率随着Na_2SO_3浓度的增加逐渐增大,而随NH_3·H_2O浓度、CuSO_4浓度、Na_2CO_3浓度的增加呈先增大后降低的趋势;CuSO_4浓度和Na_2CO_3浓度对金浸出率的影响显著,并且CuSO_4浓度的影响显著性大于Na_2CO_3浓度;在Na_2SO_3 0.14 mol/L、NH_3·H_2O 2.1 mol/L、CuSO_4 0.06 mol/L、Na_2CO_3 0.12 mol/L最优工艺条件下,金浸出率达到96.31%,试验值与模型预测值间的误差只有0.86%,响应面优化得到的二次多项式模型是合理可靠的。同时,金精矿的中性焙烧-自浸金工艺为金的高效非氰浸出提供新思路。     

南非低品位铂钯尾矿选矿试验研究

南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr2O3品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr2O3品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。     

某铜铅锌多金属硫化矿浮选分离试验研究

某铜铅锌多金属硫化矿主要包含有黄铜矿、闪锌矿等,其中铜含量0.45%、锌含量4.21%,这两种矿物在原矿中互相包裹,因此不容易分离。通过浮选试验研究发现,当磨矿细度达到一定条件之后,采用CaO+Na_2S+Na_2SO_3+ZnSO_4作为调整剂,捕收剂和起泡剂分别采用异丙基黄药和730A,铜铅混合闭路浮选模式采取1粗3精2扫的方式,最终可获得铜铅混合精矿,产率为6.50%;铜铅混合尾矿采用CuSO_4作活化剂,捕收剂采用异丙基黄药,浮选模式采取1粗2精2扫的方式,最终获得锌精矿,产率为7.52%;该结果可以为铜铅锌多金属硫化矿浮选分离提供一定参考依据。     

铜熔池自热熔炼工艺参数

通过试验研究及建立数学模型,从动态过程出发对铜熔池自热熔炼工艺参数进行了分析研究.结果表明,渣型选择SiO_2/Fe=0.80,CaO%=16,脱硫率低于80%,即冰铜品位约低于60%,既可抑制Fe_3O_4生成,又可保证高的脱硫速率;实现自热熔炼的临界鼓氧浓度随精矿含硫的增加而降低,在精矿含硫一定时,临界氧浓度随冰铜品位的增加而升高,冰铜品位为60%,精矿含硫为30%和35%,临界氧浓度分别为69%和48%;熔炼速率随鼓风强度线性增加,精矿含硫30%、鼓氧浓度70%,冰铜品位60%时,选择鼓风强度为700 Nm~3/m~2·h,熔炼速率为48.81 t/m~2·d.     

加碳条件下钼精矿真空冶炼过程中主要杂质元素的行为分析

采用在钼精矿真空冶炼过程中添加碳粉的方法,进一步降低钼精矿真空冶炼过程中主要杂质SiO2、MgO、Al2O3和CaO的含量。热力学计算结果表明:SiO2、MgO、Al2O3和CaO均有可能与碳发生反应,生成气态物质被去除。试验研究结果表明,在钼精矿真空冶炼过程中加入碳粉可以明显降低其中Si、Mg、Al和Ca的含量,其中Si的脱除率约达到100%,Mg的脱除率约达到99.7%,Al的脱除率约达到78.44%,Ca的脱除率最高约为9.8%。采用品位为48%的低品位钼精矿为原料,经过真空冶炼过程,得到的金属钼产品中钼含量达到92%,S含量降至0.69%,主要杂质元素SiO2含量降至0.0021%,Cu含量小于0.005%,P含量小于0.005%,Mg含量降至0.001%,Al含量降至0.64%,Ca含量为0.51%。     

Kelsey离心跳汰机回收赤铁矿的试验研究

大红山式铁矿含硅矿物部分与赤铁矿、磁铁矿等连生,少数包裹赤铁矿、磁铁矿,还含有一定比例的含铁硅酸盐,造成采用强磁选获得的铁精矿杂质含量高。采用Kelsey离心跳汰机对赤铁矿次级精矿进行提质降杂试验研究,在原矿Fe品位33.62%的连续给矿下,可获得Fe品位64.18%、Fe回收率59.25%的较好指标,精矿产品中Si O2含量明显下降至3%以下,其他杂质元素如K、Nɑ也有明显降低,降杂效果明显。离心跳汰机对不同铁品位的次级精矿都具有一定的提质降杂效果,设备具有一定的给矿适应性和应用潜力。     

某沉积型低品位铝土矿浮选脱硅试验研究

对云南某沉积型低品位铝土矿进行了详细工艺矿物学研究,查明了该矿石的主要矿物组成及矿物含量、粒度分布特征及共生关系。本试验通过NaOH调浆,不添加任何抑制剂,采用铝土矿新型捕收剂H_2,在不脱泥条件下浮选得到铝土矿精矿,达到提铝降硅的试验目的。对于A/S 4.18的低品位原矿,浮选闭路试验可获得精矿含Al_2O_3品位52.73%、SiO_2品位6.23%,A/S 8.46,Al_2O_3回收率80.11%的良好工艺指标。     

低品位菱镁矿浮选试验研究

针对辽宁某低品位菱镁矿,采用反-正浮选工艺进行了硅钙杂质脱除研究。其中,反浮选作业采用阳离子捕收剂BK428,主要脱除含硅脉石;正浮选作业采用阴离子捕收剂BK420,强化含钙脉石脱除。试验结果表明,采用上述工艺流程与药剂制度可以使MgO品位为43.52%,SiO2含量3.74%和CaO含量2.69%的原矿,获得MgO品位为47.02%的精矿,菱镁矿精矿中SiO2和CaO含量分别降低到0.29%和0.93%,MgO回收率为71.64%。达到了选矿除杂的目的。为综合利用菱镁矿资源打下基础。     

铅锌混合硫化精矿的低温熔盐还原固硫熔炼

针对铅锌混合硫化精矿烧结-密闭鼓风炉还原熔炼工艺(ISP)熔炼温度高、能耗大和大气污染严重等弊端,提出一种低温熔盐炼铅分离铅锌的新工艺。采用单因素实验法研究固硫剂ZnO和碳酸钠的用量、熔炼温度及熔炼时间等工艺参数对铅的直收率及ZnO固硫率的影响。结果表明:确定最佳条件为ZnO扩大实验的结果良好和精矿的质量比为0.36:1,碳酸钠和精矿的质量比为3.2:1,熔炼温度为880℃和熔炼时间为60 min。在此优化条件下扩大实验的结果良好:铅直收率为97.15%,粗铅品位为98.52%,ZnO固硫率为95.42%,水浸渣含Zn 55.80%(质量分数)。XRD物相分析表明:硫主要被固定在ZnS中,Na_2CO_3熔盐的物相未发生改变,可循环使用。     

河南卢氏花岗伟晶岩的矿物学特征及综合利用

对河南卢氏花岗伟晶岩的矿物学特征进行研究,开发"重选-正反浮选"联合工艺回收锂电气石和云母新技术,采用光学显微镜(OM)、XRD、SEM及EDS对原矿和精矿形貌及矿物组成进行表征,并对原矿、精矿及尾矿中元素含量进行分析。结果表明:花岗伟晶岩主要矿物组成为锂电气石、石英、钠长石、白云母和锂云母;当磨矿粒度小于74μm的矿石含量为40%时,采用"重选-浮选"新技术可获得锂电气石品位为98.31%、回收率为82.19%的锂电气石精矿和云母品位为98.94%、回收率为93.95%的云母精矿;锂电气石化学式为Na(Li,Al2)Al6(BO3)3Si6O18(OH)x(x=4或5),结晶度为95.94%。     

山西某低品位铝土矿综合利用试验研究

为开发利用Al_2O_3、SiO_2品位分别为54.88%和19.42%的山西某低品位铝土矿,在矿石性质研究的基础上进行综合利用试验研究。研究结果表明:原矿经过"浮-磁"闭路联合流程处理后,可以得到产率55.96%,A/S 6.49的氧化铝冶炼用原料精矿1,还可以得到产率22.74%,含铁量(Fe_2O_3)0.82%的合成陶瓷、耐火材料用原料精矿2,Al_2O_3的整体回收率达到了85.24%,取得了较好的分选指标,实现了对该铝土矿资源的综合利用。     

FLOTATION OF SPODUMENE AND ITS SEPARATION FROM BERYL IN FROTH

多年工业生产证明“碱法不脱泥锂辉石浮选流程”工艺简单,给矿含Li_2O1.2-1.3％,精矿品位6.0-6.1％,回收率达88-90％。为分离泡沫中的绿柱石与锂辉石,曾研究过热裂(1050℃)-筛选、焙烧(600℃)-浮选、热煮(850℃)-浮选和常温浮选等多种方法,均获得较好指标。采用FeCl_3和水玻璃混合剂与Na_2S,Na_2CO_3,氧化石蜡皂在常温下能使绿柱石保持足够的可浮性,而锂辉石成为槽内产品,使之有效分离。由此制定的绿柱石-锂辉石混合浮选分离流程,为Be,Li浮选混合泡沫的综合回收提供一新的途径。     

锂辉石的浮选及其泡沫中的Be,Li分离

多年工业生产证明“碱法不脱泥锂辉石浮选流程”工艺简单,给矿含Li_2O1.2-1.3％,精矿品位6.0-6.1％,回收率达88-90％。为分离泡沫中的绿柱石与锂辉石,曾研究过热裂(1050℃)-筛选、焙烧(600℃)-浮选、热煮(850℃)-浮选和常温浮选等多种方法,均获得较好指标。采用FeCl_3和水玻璃混合剂与Na_2S,Na_2CO_3,氧化石蜡皂在常温下能使绿柱石保持足够的可浮性,而锂辉石成为槽内产品,使之有效分离。由此制定的绿柱石-锂辉石混合浮选分离流程,为Be,Li浮选混合泡沫的综合回收提供一新的途径。     

攀枝花钛精矿冶炼钛渣的经济品位及电耗分析

钛渣冶炼经济品位的确定将为攀枝花钛渣的生产和经济利用提供重要指导作用。本文从钛渣酸解率和冶炼经济性对钛渣经济品位确定进行了分析和研究,结果表明:采用攀枝花矿冶炼钛渣,从钛渣酸溶性考虑,控制F值(即TFe(当量)/TTi)在0.35以上可以得到较高的酸解率(高于95%),此时Ti O2品位应低于73.22%;从冶炼经济性来看,渣中Fe O含量为10.5%可认定为熔炼钛渣"经济临界点"。在上面分析基础上,使用攀枝花钛精矿和焦炭的主要成分,结合钛渣物相结构,根据等效法、物料平衡等方法,确定了攀枝花钛精矿冶炼钛渣的经济指标,即:钛渣品位控制范围在73.22%~73.38%,渣中Fe O含量控制在10.5%~10.68%,渣中Ti2O3含量控制在8.38%~8.65%。最后,结合实际生产数据,采用Fact Sage热力学软件,得到了采用攀枝花钛精矿冶炼生产品位为73.2%~73.4%钛渣的经济电耗指标为2329~2336k Wh。     

粉状含铼低品位钼精矿焙烧过程中ReS_2和MoS_2的氧化行为（英文）

钼精矿氧化焙烧工艺在工业应用中具有显著的优势。然而,低品位钼精矿因其比标准钼精矿复杂得多而在应用过程中存在许多问题。通过热力学计算、焙烧实验、热重分析和物相分析等,研究粉状含铼低品位钼精矿的氧化行为。结果表明,MoS中南大学2从450°C氧化,当温度达到600°C时,MoO中南大学3与金属氧化物反应并形成钼酸盐。最终,由于不可溶的钼酸盐生成,约80%的MoO中南大学3溶解氨水中。由于Re中南大学2O中南大学7、MoS中南大学2和SO中南大学2之间互相反应生成低价铼氧化物ReO中南大学2和ReO中南大学3,铼的挥发速度远落后于钼的氧化速度。当MoS中南大学2氧化完全后,铼的挥发加强,最终铼挥发率接近70%。查明了低品位钼精矿在焙烧过程中钼、铼氧化效率低的主要原因,为后续强化钼、铼的提取奠定了基础。     

内蒙古某地钼矿选矿试验研究

钼矿石矿物成份主要为MoS2,铅灰色,与石墨近似,有金属光泽,属六方晶系,晶体常呈六方片状,底面常有花纹,质软有滑感,片薄有挠性。比重4.7～4.8,硬度为1～1.5,熔点为795℃,MoS2划在陶瓷板上的条痕为浅绿灰色或浅绿黑色,加热至400～500℃时MoS2很容易氧化而生成MoS3,硝酸和王水都能使辉钼矿(MoS2)分解。选矿试验研究工作,首先通过岩矿鉴定、物相、化学多元素分析,确定了该钼矿类型及嵌布特征。原矿经试验研究获得如下技术指标:原矿品位0.09%,尾矿品位0.0093%,精矿品位47.45%,精矿回收率89.67%,精矿产率0.17%。     

提金氰化尾渣中综合回收铜铅锌试验研究

以某金矿氰化厂氰化后的尾渣为研究对象,采用优先选铅-铜锌混浮后分离的工艺进行精确试验研究。通过闭路试验得到了铅精矿中铅品位24.73%,回收率75.65%;铜精矿中铜品位16.77%,铜回收率60.57%;锌精矿中锌品位43.91%,锌回收率68.31%的良好试验指标。     

碳热氯化法回收重选尾矿中的稀土

采用摇床重选实验方法使尾矿中的稀土元素得到预富集,获得稀土氧化物（REO）品位为18.02%,粒径小于74μm稀土精矿和稀土氧化物品位为9.19%,粒径大于74μm稀土精矿,稀土总回收率为37.26%。采用碳热氯化法分解,粒径小于74μm的稀土精矿,得到氯化稀土。以SiCl4为脱氟剂,C为还原剂,Cl2为氯化剂,750℃时氯化反应2 h,氯化率高达91.0%。750℃氯化产物的酸不溶物的X射线衍射结果表明酸不溶物的主要物相为SiO2及少量没有完全反应的独居石。     

新型阳离子捕收剂在极难选高硅型铝土矿反浮选中的应用

详细研究了一水硬铝石和脉石矿物在BS-3为捕收剂时的浮选特性,考察了调整剂在矿浆中对浮选的影响,并在此基础上进行了人工配矿和实际矿石的浮选分离试验研究。实际矿石试验结果为:精矿中Al2O3和SiO2的品位分别为64.55%和6.28%,精矿A/S为10.28,Al2O3的回收率高达83.41%。