红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁工艺研究

对品位低、富集困难的红土镍矿进行了深度还原-磁选工艺方案的研究,深入探讨了还原温度、还原时间、配碳系数、料层厚度、配煤粒度、矿石粒度对深度还原-磁选的影响,得出在还原温度1 275 ℃,还原时间60 min,配碳系数3,料层厚度20 mm,还原煤粒度-1.5 mm,矿石粒度-2 mm条件下还原的红土镍矿,经过磁选可得到镍、铁品位分别为4.59%和25.12%的镍铁产品,据此得出深度还原-磁选对红土镍矿镍、铁富集有一定的作用。     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属,由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多,导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果,本研究以青海某镍矿为原料,采用正交试验与BP神经网络相结合的方法,对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1,在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿,比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。      

镁质红土镍矿焙烧—磁选的因素影响规律

还原焙烧—磁选是处理镁质红土镍矿的常用工艺,为考察还原焙烧—磁选过程中各因素对镍分选效果的影响规律,研究以青海某低品位镁质红土镍矿为原料,采用正交试验方法进行试验,并对正交试验结果进行了极差和方差分析。结果表明,料层厚度和磁场强度是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的显著因素,而焙烧温度、焙烧时间以及还原剂用量是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的不显著因素。还原焙烧—磁选分选镍的粗选作业最优条件为:还原剂用量为5%、还原温度为800℃、料层厚度为10mm、还原时间为30 min、磁场强度为200 k A/m,在此条件下,可获得产率22.88%、回收率38.99%的镍粗精矿。研究对镁质红土镍矿现场生产具有重要的参考意义。     

红土镍矿火法冶炼工艺现状及进展

随着硫化镍矿资源的日趋枯竭,高效利用红土镍矿以满足不断增长的镍需求具有重要的现实意义。本文阐述了还原硫化熔炼镍锍工艺、回转窑-电炉冶炼镍铁工艺以及还原焙烧-磁选工艺等主要红土镍矿火法冶炼工艺的现状,并分析了这些工艺的优缺点,介绍了红土镍矿综合利用的研究进展,认为转底炉直接还原-熔分炉冶炼工艺具有发展前景,为高效利用红土镍矿资源提供参考。     

红土镍矿冶金工艺现状及前景分析

本文简要介绍了镍资源的性质特点及现状,分析了红土镍矿回转窑-电炉还原熔炼、还原焙烧－磁选、还原硫化熔炼３种火法工艺以及常压酸浸、高压酸浸等湿法工艺的优势与短板,并指出生物浸出在红土镍矿处理中的应用,探讨了未来红土镍矿冶金工艺的改进发展,指出红土镍矿湿法冶金将在今后扮演重要地位。     

还原—磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿.固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响.结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm,还原剂配比5.0％、添加剂配比5.0％,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60％,球磨时间2.0 h,采用100kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选.在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29％和86.09％,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92％和0.96％.     

低品质红土镍矿选择性还原-磁选制备镍铁合金

以TFe品位21.70%、Ni品位1.92%的低品位红土镍矿为原料,采用回转窑选择性还原-磁选工艺制备镍铁合金,研究了还原温度、磨矿方式以及磁场强度对镍铁回收率的影响。结果表明,适宜的工艺参数为: 还原温度1150 ℃、细磨(磨矿时间3 min)、磁场强度150 mT,此条件下所得镍铁合金中镍品位7.26%、镍回收率96.06%、铁品位85.15%、铁回收率89.23%,实现了低品位红土镍矿中铁、镍高效回收利用,并且镍铁中碳、磷和硫含量均在要求范围内。     

熔剂性红土镍矿球团的还原焙烧-弱磁选效果

回转窑直接还原红土镍矿存在所需温度高、对耐火材料要求苛刻、还原指标差等问题。为开发一种高效低成本的红土镍矿球团还原工艺,考察了以CaO为熔剂改变红土镍矿碱度对红土镍矿球团还原焙烧-弱磁选效果的影响。结果表明：自然碱度下,在还原温度为1 400 ℃、还原时间为60 min时,所得还原产品经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别仅3.8%和72.9%,回收率分别为17.8%和39.8%,磁性产品中含有较多的镁橄榄石和顽火辉石;随着红土镍矿碱度的增加,红土镍矿的软熔温度先降低后提高,碱度为1.0时,红土镍矿的软熔温度最低,比自然碱度时降低了100 ℃;碱度为1.0的红土镍矿球团在1 300 ℃下还原焙烧60 min后,经磨矿-弱磁选,获得的磁性产品镍、铁品位分别为8.7%和83.8%,回收率分别为85.6%和62.8%。XRD和扫描电镜分析结果表明：自然碱度的红土镍矿还原焙烧生成的Fe-Ni合金晶粒多在5 μm以下,并且分布比较分散,还原产品中夹杂有较多的杂质;添加CaO至碱度为1.0时,Fe-Ni合金晶粒可以长大到10~50 μm,还原产品中杂质较少,镍和铁得到了明显的富集。试验结果可以为红土镍矿球团还原焙烧-磁选制取镍铁新工艺提供理论基础。     

还原-磨选法处理澳大利亚某红土镍矿

针对澳大利亚某红土镍矿的矿物组成及比较国内外红土镍矿处理工艺,选择还原—磨选法处理该红土镍矿。固定磨选制度,研究还原温度、还原时间、还原剂配比、添加剂配比、料层厚度等因素对镍和钴直收率及其镍和钴平均品位的影响。结果表明,合适工艺条件:原料粒度-121+96mm、还原剂配比5.0%、添加剂配比5.0%,均匀混合,制成约15 mm×15 mm×20 mm球团,烘干,还原温度1 250℃,料层厚度40 mm,还原时间30 min;还原后通保护气氛冷却到室温,粉碎,进行磨选,矿浆浓度60%,球磨时间2.0 h,采用100 kA/m磁场强度磁选,磁选精矿再重选。在此工艺条件下,镍和钴的直收率分别达到88.29%和86.09%,镍钴合金粉末中镍和钴平均品位分别为9.92%和0.96%。     

还原-磨选从高镁低品位红土镍矿中回收镍铁

采用还原-磨选工艺对高镁低品位红土镍矿制备镍铁合金粉进行了研究。考察了还原温度、还原时间、原料粒度区间、还原剂用量、添加剂用量等因素对镍直收率的影响。研究结果表明, 合适的还原制度为: 原料粒度0.09～0.12 mm、还原剂用量3%、添加剂用量2.5%, 还原温度1 300 ℃, 还原时间3.0 h。还原产物经球磨、磁选后, 获得镍品位为7.0%以上的镍铁合金粉, 镍直收率87%以上, 实现了从高镁低品位红土镍矿中回收镍铁的目的。     

伽师铜矿矿体特征及矿床成因分析

伽师铜矿位于塔里木古陆块中的古生代前陆盆地,地质构造简单,分为3个矿段、7个矿体。对矿段和矿体的地质特征及矿床成因分析表明,该矿区砂岩丰富,容矿性好,砂岩顶底板的泥岩充当了良好的隔挡层,石膏层使矿液上流,致使富集成矿,其矿床成因类型属下第三系泻湖相沉积层控型砂岩铜矿床。     

合理配矿,提高选矿原矿处理量

从配矿入手，对比分析了各矿石的可磨度及连续5a的产量数据，提出了提升东山选厂产能的技术措施，取得了非常可观的经济效益，为东山的后续生产奠定了扎实的基础。     

放矿口尺寸对放矿效果的影响

无底柱分段崩落法是金属矿山地下开采应用较多的一种高效采矿方法，在覆盖岩层下进行放矿，矿石损失贫化大、回收效果差的问题非常突出。为了解决这一问题，国内外的大量研究集中在放矿理论、结构参数、覆盖层形成和出矿工艺等方面。无底柱分段崩落法放矿中，放矿口尺寸的大小对放矿效果有着显著的影响，是造成无底柱分段崩落法损失贫化大的一个不可忽视的因素。为了进一步研究放矿口高度和宽度对放出矿石量、废石混入的影响，采用单进路单分段 物理放矿模型，进行了12种不同放矿口尺寸的物理放矿实验。结果表明：适当扩大放矿口宽度或降低高度，会增加放出纯矿石量、提高矿石回收率、降低贫化率，且放矿口宽度小于5 m，高宽之比在0.7~1之间时，混入废石率较小。     

铜陵矿集区铜矿成矿复合模式及找矿方向

分析了铜陵矿集区铜矿成矿的模式，结合凤凰山矿田的成矿地质背景，指出铜陵矿集区铜矿成矿模式对凤凰山矿区找矿的指导意义和找矿方向。     

新疆某硫化铜矿选矿试验

根据矿石性质,新疆某硫化铜矿含有有价元素铜、硫,可通过浮选进行回收。为此,进行了铜硫混合—分离浮选流程试验,在磨矿细度-0.074 mm占60%,调整剂为水玻璃且用量为350 g/t,捕收剂为Z-200且分段用量为(35+25)g/t,石灰用量为2 000～3 000 g/t的条件下,经1粗2扫2次精选得铜硫精矿,再进行1粗1扫2次精选铜硫分离得到了铜品位为23.55%、回收率为93.76%的铜精矿和硫品位为38.84%、回收率为52.37%的硫精矿,试验技术指标理想。     

浅谈金矿石勘探期间常用的选矿方法

地质勘探是矿石开采的前期工程,勘探所得数保证了金矿石采掘方案的真实可靠性。本文研究了基于地质勘探后设计的选矿流程,并提出金矿石勘探期间常用的选矿方法。     

团箕山复杂铜钼多金属矿选矿试验研究

对团箕山低品位难选铜钼矿石进行了可选性试验研究,介绍了铜钼混合浮选工艺和铜钼混合精矿分离浮选工艺的确定,以及经济合理的技术指标情况。     

石英型和方解石型萤石矿浮选工艺对比试验研究

以河南地区石英型萤石矿和方解石型萤石矿为研究对象,进行一段磨矿-中矿顺序返回、二段磨矿-粗精矿再磨和二段磨矿-高品位中矿再磨等不同分选工艺的对比试验研究。结果表明,石英型萤石矿宜采用二段磨矿-高品位中矿再磨工艺,既使得粗磨条件下富连生体颗粒得到解离,又减弱了已经解离的萤石颗粒被进一步过粉碎。石英型原矿经过分选后能获得Ca F2品位为97.12%,回收率为91.10%的精矿产品。方解石型萤石矿宜采用一段磨矿、中矿顺序返回工艺,避免了方解石因再磨过粉碎后在精选过程中积累循环后恶化分选指标。方解石型原矿分选后,可获得Ca F2品位和回收率分别为97.60%和85.01%的精矿产品,其中Ca CO3品位为0.59%。     

崩落矿石块度对放矿的影响分析

从散体力学的角度，分析了矿石块度大小、粗颗粒矿石含量对抗剪强度的影响。通过室内模拟试验，深入研究了放矿过程中崩落矿石块度对放矿规律及放出体大小的影响，得出了矿石块度组成是影响放出体形状和大小的重要因素的结论，对现场生产具有指导意义。     

庙沟铁矿挂帮矿石可磨可选性研究

庙沟铁矿通过挂帮矿回采以破解矿石缺口问题,但挂帮矿矿体形态复杂且夹岩多,不同矿体之间矿石性质差异较大,且同一矿体的不同位置矿石可选性也有较大差别。通过对挂帮矿可磨可选性的研究,确定矿石选别指标,结合采场408水平以下2#矿体矿石性质,以最终确定综合配矿指标。