X射线辐射分选机及分选工艺研究

详叙了X射线辐射分选机的发展历史及其工作原理,并介绍了近年来国内外的分选实践,研究表明：低品位矿石经过X射线辐射分选,可以被预先抛弃产率60%左右的合格尾矿,大幅度提高选厂的入选品位,显著提高选厂的经济技术指标。     

X射线辐射分选机及分选工艺研究

详叙了X射线辐射分选机的发展历史及其工作原理,并介绍了近年来国内外的分选实践,研究表明：低品位矿石经过X射线辐射分选,可以被预先抛弃产率60%左右的合格尾矿,大幅度提高选厂的入选品位,显著提高选厂的经济技术指标。     

X射线辐射预选技术

介绍X射线辐射分选的理论基础和新型矿石预选设备——X射线分选机的研究现状及其组成、工作原理和测量操作系统在分选机上所起的作用,分析X射线辐射分选机在流程中的配置情况,指出研究和应用X射线辐射分选技术在目前我国矿石日趋贫化的现状下所具有的重要现实意义和战略意义。     

分选矿石的X射线辐射分选法

较详细地评述俄罗斯和德国对矿石和废弃物拣选的情况,特别介绍了X射线幅射分选法的最新进展.其中包括拣选法的优点,X射线幅射分选法的分类、拣选法的应用范围和拣选机规格.     

辽宁新华低品位钼矿X射线辐射预选试验研究

对辽宁新华低品位钼矿不同粒级试样进行了不同分离阈值预选效果试验,结果表明,预选指标随给料粒度的变化而变化,在其他试验条件相同的情况下,100～60 mm粒级的分选指标明显优于其他粒级,即给矿块度过大或过小均不利于分选指标的改善。     

X射线分选机预选钍矿石的试验研究

主要进行了X荧光对Th的预富集试验研究.对使用X荧光拣选机富集到的富钍矿石经过XRD、手持X-ray进行分析,确定了X荧光识别钍的准确性,并得到了钍元素一般赋存于稀土矿物中,如氟碳铈矿、独居石,并发现使用X荧光可以富集钍的独立矿物"铁钍石".之后使用能量色散X射线荧光矿石分选机拣选,阈值为0.3时拣选出的含钍矿物的品位...     

X射线辐射分选原理及应用

本论文详细介绍了X射线辐射分选技术的原理及应用此原理研制的X射线辐射分选机(PPC)在工业中的应用,并对当前矿业形势下X射线辐射分选技术在矿业领域的应用前景进行了展望.     

用X射线辐射分选机预选某金铜共生矿石

赤峰金厂沟梁金矿石中的金主要与黄铜矿共（伴）生。根据矿石这一特点,对碎至150～0 mm矿石中150～90、90～30 mm粒级进行了X射线辐射预选试验,分离阈值按铜含量来选取。结果显示：150～90 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.1和0.07时,可获得Cu品位为1.26%、Au品位为9.80 g/t、Cu回收率为96.27%、Au回收率为90.61%的预选精矿;90～30 mm粒级1粗1扫分离阈值分别为0.06和0.04时,可获得Cu品位为1.32%、Au品位为6.77 g/t、Cu回收率为98.69%、Au回收率为96.75%的预选精矿;全流程预选抛尾产率达35.08%。这说明,金主要与黄铜矿共（伴）生时,可用铜含量来确定X射线辐射分选机富集金时的分离阈值。     

X射线智能分选机预选新疆某低品位铜矿

介绍了智能分选机在新疆某铜矿的运行情况,近一年的应用表明,X射线智能分选机能提高入选矿石品位,为企业创造较高的经济效益。     

X射线辐射分选的原理及其应用

介绍了X射线辐射分选技术的特点,详述了X射线辐射分选理论基础及新型分选设备X射线辐射分选机的组成 、工作原理及典型工艺,并列举了近年来国内外的分选实例。结果表明：低品位矿石经X射线分选后,可提 高入磨品位,减少入磨废石量,节能降耗,可显著提高选矿厂的经济效益。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

西藏某低品位类质同象铍矿石的回收试验研究

采用焙烧－加温酸浸方法对西藏某低品位类质同象铍矿石进行回收,考察了焙烧温度、磨矿细度、焙烧时间、浸出时间和酸矿质量比对铍浸出率的影响。对于原矿铍品位为0.1268%,确定磨矿细度-0.074mm含量为80.00%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4h,酸矿质量比为0.8：1,加温温度为85℃,液固比为4：1,搅拌浸出时间为24h浸出工艺条件;最终获得铍浸出率为84.16%的良好指标。表明该低品位类质同象铍矿石采用焙烧－加温酸浸工艺是可以回收利用的。     

云南某低品位硫氧混合铜矿浮选试验研究

云南某低品位硫氧混合铜矿铜含量为1.03%,是主要有价金属,其中硫化铜占有率为71.67%,氧化铜占有率为28.33%,二氧化硅和氧化钙含量分别为43.26%和12.66%,硅酸盐和碳酸盐是主要的脉石矿物。通过系统的试验研究,确定采用异步浮选—分段硫化工艺,先选硫化铜再选氧化铜,硫化铜浮选采用丁基黄药作为捕收剂,石灰作为精选抑制剂,氧化铜浮选采用丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,硫化钠为硫化剂,CMC作为精选抑制剂。两段粗选作业均不加抑制剂保证铜回收率,精选作业加入抑制剂提高铜品位,最终可获得铜品位为18.95%,铜回收率为66.27%的硫化铜精矿和铜品位为20.11%,铜回收率为19.87%的氧化铜精矿,铜总回收率为86.14%。     

某钼铅锌多金属矿资源综合回收选矿工艺研究

原矿中主要有价金属为钼,伴生少量的铅、锌、银等,铅锌银品位太低而不具有单独回收价值。小型试验和半工业试验结果表明,大部分的铅锌银会随着辉钼矿的上浮而富集于钼粗精矿中,钼精选分离过程中铅锌银主要分布在分离尾矿中。综合回收选矿试验获得含钼45.03%、钼回收率84.54%的钼精矿、含锌55.43%、锌回收率67.56%的锌精矿,以及含硫35.53%的硫精矿,综合回收铅锌银可最大限度降低资源回收成本,提高资源综合利用率。     

白云鄂博霓石型低品位铁-稀土矿石矿选矿试验研究

针对白云鄂博混合型铁-稀土矿石生产的铁精矿和稀土精矿回收率低、杂质含量高的问题,按照矿石类型进行分类选别。以霓石型低品位铁-稀土矿石为对象,在系统研究其矿石性质的基础上进行回收铁、稀土的选矿试验。研究结果表明,原矿中TFe品位为17.50%,稀土REO品位为8.43%,主要的铁矿物为磁铁矿,氟碳铈矿和独居石是主要的稀土矿物;脉石矿物主要是霓石、重晶石和方解石等;通过磨矿-两段弱磁选-再磨-弱磁选回收铁,在一段磨矿细度-0.074mm 90%、粗选磁场强度和精选磁场强度分别为112kA/m和96kA/m、再磨细度和再磨磁场强度为-0.045 4mm 90%和96kA/m的条件下获得TFe品位65.83%、TFe回收率69.86%的铁精矿;选铁尾矿在浮选温度60℃、水玻璃用量2.1kg/t、捕收剂H205用量1.0kg/t的条件下经一次粗选、两次扫选的闭路试验可获得REO品位为50.89%,回收率为63.17%的稀土精矿。研究结果为白云鄂博矿的分类选矿提供技术借鉴。     

白云鄂博云母型低品位稀土-铁矿石选矿试验研究

针对白云鄂博铁精矿回收率低、杂质含量高等问题,进行矿石分类选别。以云母型低品位铁-稀土矿石为对象,原矿TFe品位17.48%,主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,且细粒级中分布率较高。通过阶段磨矿-弱磁选回收磁性铁,弱磁尾矿强磁-磨矿-强磁-反浮选回收弱磁性氧化铁工艺,在最佳条件下获得TFe品位为65.49%,产率为20.85%,回收率为66.77%的铁精矿,对该矿石的开发利用具有借鉴意义。     

湖南某低品位钨矿工艺矿物学研究

这是一篇工艺矿物学领域的论文。陕西某矽卡型钨钼矿矿石类型多样、钨钼品位变化大,精矿品位与回收率较难提高。本文通过显微镜观察、X射线衍射仪、扫描电镜能谱仪及矿物自动检测仪等分析技术,对该矿的物质组成、目的矿物嵌布特征、有价元素赋存状态等工艺矿物学参数进行了系统的研究,探索优化了选矿工艺方案。研究表明,该矿石中有价元素为钨和钼,目的矿物主要为白钨矿和辉钼矿,以皂石和蒙脱石为主的黏土矿物等含量较高,是影响钨钼浮选回收的主要有害矿物。白钨矿以粗~中粒嵌布为主,辉钼矿属于中~细粒不均匀嵌布类型,-0.02 mm难选粒级占有率高达31%,需要细磨才能单体解离。采用浮选分别回收矿石的辉钼矿和白钨矿,预计钼、钨精矿的理论品位分别为58%和67%,理论回收率分别为76%和92%左右。选矿工艺通过调整药剂制度,加强了对皂石、蒙脱石等易浮易泥化黏土矿物的分散与抑制,减少了其对钨、钼回收的影响。     

云南某低品位氧化铅锌矿选冶联合新工艺研究

针对云南某低品位氧化锌矿的性质特点,提出了一种选冶联合工艺,即脱泥—浮选预富集脱钙—湿法炼锌的流程。在磨矿细度-0.074 mm含量为85%,Na_2S用量为8 000 g/t、组合抑制剂用量六偏磷酸钠(100+100)g/t+水玻璃(500+500)g/t,HHA为捕收剂的条件下,经脱泥作业后两次粗选,最终获得了氧化锌粗精矿品位和回收率分别为18.09%和77.57%的良好指标,且粗精矿中的氧化钙含量由原矿中的21.71%降到了13.25%,高达63.50%的氧化钙杂质得到脱除。通过该工艺流程,实现了保锌脱钙的目标。全流程工艺总锌回收率为90.27%,每吨锌综合耗酸量仅为3.60 t,大幅度降低了湿法炼锌的耗酸量。