某难选高铁高磷锰矿石同步还原分离实验研究

本文针对云南某地锰品位13.88％、铁品位19.87％的贫锰铁矿石,在常规物理选矿方法分选效果不佳的情况下,采用干式抛尾-还原焙烧-弱磁选铁-选铁尾矿强磁选锰工艺处理该矿石.该流程最终获得铁品位53.89％、回收率65.53％的铁精矿和锰品位27.11％,锰回收率为70.26％锰精矿,为处理类似低品位铁锰矿石起到了一定的借鉴作用.     

云南斗南锰矿选冶工艺及在我国铁合金行业的地位

介绍了斗南锰矿-30 mm原矿永磁强磁选机分选工艺及锰铁合金生产技术。生产实践表明,在原矿含锰品位17.50%的条件下,锰精矿品位达28.00%,回收率88.00%;采用了双联摇炉法生产中碳锰铁、复合球团等先进技术,生产的高碳锰铁、锰硅合金、中碳锰铁产品的技术指标达到较高的水平,确立了在我国铁合金行业的重要地位。     

甘肃某铁锰矿选矿试验研究

分析了甘肃某铁锰矿的矿行性质、多元索含量及锰的物棚;进行了原矿干式磁选-湿式强磁、重选-湿式强磁、浮选等几种工艺选锰效果对比,对含磷超标的锰精矿进行了除磷试验。试验表明：在原矿品位为24．22％、磨矿细度-200目55％～65％条件下,采用湿式坝磁工艺可获得锰精矿品位40．87％、回收率为77．47％的理想分选指标,锰精矿酸浸除磷后含磷可降至0．1％以下。     

广西某高硫低品位碳酸锰矿选矿试验研究

广西某低品位锰矿石含锰7.34%、含硫6.47%,锰主要以碳酸锰形式存在。针对矿石性质,对锰的回收进行了浮选、跳汰重选、摇床重选、湿式强磁选探索试验,试验结果表明,湿式强磁选是处理该矿合理的工艺流程。通过一次粗选、两次精选、一次扫选强磁选、中矿返回再选的试验流程,获得锰品位17.24%、硫品位4.81%、锰回收率81.11%的磁精矿,将磁精矿磨矿至-74μm占90%,进行一次粗选一次扫选脱硫,最终获得锰品位19.72%、硫品位0.78%、锰回收率80.25%的锰精矿。     

某低品位锰银矿强磁选工艺研究

对某低品位锰银矿采用分级强磁选工艺,可获得锰品位和回收率分别为31.33%和91.18%、银品位和回收率分别为390g/t和86.55%的锰银混合精矿,且工艺简单、易于工业实现。研究结果表明,预先分级对选矿效率的影响十分显著。     

云南某难选锰铁共生矿石选矿试验研究

云南某锰铁共生矿石铁锰比较高，风化粉碎现象严重，呈粘土状，矿物嵌布粒度微细，属难选矿石，常规的强磁选、重选、浮选工艺对该矿石几乎没有分选效果。为此采用磁化还原焙烧-弱磁选选铁-选铁尾矿反浮选提锰工艺处理该矿石，获得了铁品位为55.50%、铁回收率为65.81%的铁精矿和锰品位为34.55%、锰回收率为78.47%的锰精矿，为类似难选锰铁共生矿石的分选提供了一种新的思路     

河北某锰银矿的工艺矿物学与选矿工艺研究

为了查明河北某锰银矿的工艺矿物学性质,为选矿工艺研究提供矿物学依据,对该锰银矿化学成分、矿物组成、矿石结构构造等工艺矿物学进行了研究.结果表明:该银矿原矿品位为210～220g/t,银主要以锰银矿和自然银的形式赋存,锰银矿物组成较简单,但分布不均匀.金属矿物含量仅为1%～2%,主要为:锰矿物、自然银、少量的磁铁矿和赤铁矿;非金属矿物含量为98%～99%,主要为石英和碳酸盐矿物,石英含量为60%～65%,碳酸盐矿物含量为30%～35%;其次为少量的角闪石和黝帘石.可以采用强磁-浮选工艺,可获得强磁精矿含银595.7g/t,浮选银精矿品位7328.0 g/t,锰矿泥含银288.7 g/t,总回收率81.44%,3种精矿合起来的平均银品位为586.8g/t.     

贵州铜仁锰矿石干式与湿式磁选对比试验

贵州铜仁地区高磷低锰矿石锰品位9.17%,磷含量0.128%,94.85%的锰以碳酸锰的形式存在。锰矿物主要为钙菱锰矿和锰方解石,脉石以石英和绢云母为主,黄铁矿少量。为合理开发利用该锰矿,进行干式磁选与湿式磁选对比试验。结果表明,原矿分3个粒级进行干式磁选可获得锰品位14.81%、回收率86.13%综合锰精矿;原矿磨矿至-0.074 mm 50%经湿式磁选可获得锰品位14.41%、回收率88.34%的综合锰精矿。两种磁选方法均可实现矿石中锰的回收,但干式磁选对矿山场地条件要求低、选矿能耗和水耗小,经济性更佳,更适宜作为铜仁地区锰矿石的最佳选矿方法。     

某锰尾矿再选试验研究

某锰尾矿中尚含有约12%的锰。为充分利用资源,采用干式强磁选工艺、湿式强磁选工艺和干湿联合强磁选工艺对该锰尾矿进行了回收锰的的再选试验研究。试验结果表明：磨矿-湿式强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为35.41%和80.37%的锰精矿,干湿联合强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为34.45%和82.35%的锰精矿;两种工艺相比,后者可减少43%以上的入磨量,因而更为经济合理。     

基于CPFD多密度矿物颗粒选择性分离行为研究

基于Barracuda仿真计算平台计算颗粒流体力学(CPFD)方法,建立多密度矿物颗粒干法选矿装置内部流场有限元模型,通过试验验证有限元模型的正确性,研究多密度矿物颗粒选择性分离行为对矿物颗粒分选富集效果的影响。结果表明:多密度矿物颗粒干法选矿装置可以有效的分选富集高密度有价金属钨、锰和铜;多密度矿物颗粒组分钨的品位随着粒径的增加而提高;当风速4.2m/s,矿物颗粒钨在分布距离170mm处分选品位较好,在开口为4mm时品位可达10.655%;矿物颗粒锰在分布距离270mm处富集程度最佳,开口为3mm时品位达到最大值48.3%。     

用化学物相分析法研究碳酸锰矿石中磷的赋存状态

本文用化学物相分析法定量地研究了某碳酸锰矿矿石中磷的赋存状态,证明磷既非离子吸附,亦非类质同象,而是以磷灰石独立矿物存在。找到了一种富集磷矿物的有效方法——选择性溶解分离法,首次获得了基本上不含锰的富磷产品,从而为深入开展工艺矿物学研究创造了条件。     

辽宁北票低品位磷矿选矿实验研究

对辽宁北票低品位磷灰石型磷矿进行了选矿实验研究.原矿经粗磨后,采用SA-6A作为捕收剂,碳酸钠和水玻璃作为调整剂,开路试验获得的磷精矿P2O5品位为34.04％,P2O5回收率为57.46％.闭路流程试验获得了精矿P2O5品位为34.05％,P2O5回收率为93.66％的浮选指标.选磷尾矿经再磨后,在磁选强度为1.2N/A·m的条件下,开路流程试验获得的铁精矿TFe品位为65.59％,TFe回收率为43.33％的磁选指标.     

贵州某低品位碳酸锰矿选矿提锰研究

贵州某碳酸锰矿储量大,品位低,为了更合理开发利用,通过X射线荧光光谱和X射线衍射、光学显微镜分析等测试方法,对锰矿石的矿物组成、主要元素赋存状态、重要矿物嵌布特征以及矿物解离特征等进行了系统分析,并且在此基础上开展了选矿提锰探索研究。结果表明,块状、条带状和显微结核状为该碳酸锰矿的主要结构和构造;主要有用矿物为菱锰矿和锰方解石,主要脉石矿物为石英和绿泥石。细粒菱锰矿多与锰方解石、石英和黏土矿物等胶结共生。Mn含量为10.70%,Mn/Fe和P/Mn比值分别为5.38和0.013,该锰矿为高磷高硅低铁贫锰矿。锰矿石各粒级中Mn均匀分布,矿石泥化现象较严重。常规浮选较难分离出含锰矿物;在磨矿细度为-0.075 mm占67.44%、矿浆浓度为10%、磁场强度为640kA/m时,经一次强磁选可获得Mn含量为16.73%、Mn回收率为64.17%的磁选精矿,满足三级碳酸锰矿要求;在磁选基础上增加焙烧后,精矿品位Mn含量可提高至18.72%,但Mn回收率降至49.84%。     

高锰钴土矿的还原浸出及萃取工艺研究

采用ＳＯ２还原浸出和溶剂萃取提取分离高锰钴土矿中的锰、钴的湿法工艺，在适宜条件下钴土矿中的锰和钴冶炼总回收率达到８９．６４％和８２．６７％；扩大试验也证实了该实验室试验结果。     

硫酸直接浸出贫锰矿制备化学二氧化锰

本对贫锰矿采用硫酸直接浸出制备化学二氧化锰作了研究，对制备工艺的各工序试验结果进行了论述。结果表明，以含锰３０％左右的软锰矿为原料，可获得质量稳定的ｒ－型化学二氧化锰，锰利用率高，燕可同时生产一级品的硫酸锰和碳酸锰，为开发利用贫锰矿资源提供了可行的技术途径。     

某地低品位难选锰矿石选矿试验研究

针对某地锰矿石特性,采用浮选工艺可获得品位为23.35%、回收率为76.58%的锰精矿,中性焙烧可使浮选精矿锰品位提高到30.55%,指标较理想。     

钴锰渣除杂提钴工艺研究

在分析钴锰化学分离方法的基础上，针对所处理钴锰渣的特点，确定钴锰渣除杂提钴的还原浸出－化学法初步除杂－P204萃取深度除杂－P507萃取分离钴镍的工艺流程。对分段浸出和一段全浸工艺进行详细比较。结果表明分段浸出工艺流程具有工序少、易于操作、辅助材料消耗少、钴回收率高等特点，应用于工业生产，经济效益显。     

含银氧化锰矿高温氯化过程研究

对高温下Mn-Cl-O系及Ag/ASCl平衡图进行分析,找出了理论上银、锰的存在形态。以内蒙呼盟含银氧化锰矿石为原料,在实验室对高温氯化过程中影响银挥发率的因素进行了研究。得出了氯化剂用量,氯化温度、球团直径及氯化时间与银挥发率的定量关系。95％～98％的锰残留在球团中,主要以Mn_2O_3和MnSiO_3形态存在。在最佳条件下银挥发率为98.8％,球团残银12.1g/t。     

锰阳极泥的工艺矿物学及杂质的脱除研究

用电解法生产金属锰的阳极区总有占总锰量的20%~25%的锰阳极泥产出,目前这部分物料不能简单地直接返回电解槽中使用而只能堆存或廉价销售。本工作对产自某厂的锰阳极泥进行了工艺矿物学研究,查明了杂质的形态,并对除杂工艺进行了探讨。所获结果表明:杂质Pb、Sn、S皆不可避免地由电解系统(阳级及电解液)产生且不可能用简单的机械选矿方法除去;该物料1050~1100℃下还原挥发脱出绝大部分杂质后即可作为生产金属锰及其合金的优质原料。本研究为锰阳极泥的处理和利用提供了新的信息。     

遵义高铁硫低品位碳酸锰矿石选别试验

遵义高铁硫低品位碳酸锰矿石直接浸出存在处理量大、成本高、工艺复杂等问题。为解决该问题,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验。研究表明,对于碳酸锰占总锰的93.45%,铁硫主要以黄铁矿形式存在、各主要矿物嵌布关系密切的矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用强磁选-强磁选精矿再磨（-0.037 mm占65%）-反浮选-强磁选尾矿螺旋溜槽+摇床重选选硫流程处理,获得了Mn品位为26.01%、含Fe7.31%、含S 0.76%、Mn回收率为91.85%的锰精矿,以及S品位为38.47%、S回收率为72.54%的综合硫精矿,锰精矿S、Fe剔出率分别达92.30%和59.37%。矿石抛出产率为42.43%的尾矿和9.03%的硫精矿后,锰品位从13.75%提高至26.01%,这为后续浸锰创造了良好的条件。可减少后续电解金属锰的酸耗、氨耗及渣的处理费用等,为企业创造显著的经济效益。