会东难选金红石矿的矿物工艺特性及选矿试验研究

研究了四川会东新山金红石矿的岩石类型、矿石的结构构造，矿物种类、含量、嵌布粒度特性及矿石的化学成份，测定了主要矿物的工艺特性参数。进行了磁、重抛尾，酸洗精选试验及电选试验研究。采用重－磁－酸洗－电选流程，可以得到精矿1品位TiO290．16％，精矿2品位TiO281．07％，精矿3TiO263．57％，回收率分别为34．35％、9．27％、4．34％。打破了该金红石太不可选的结论。     

滇中半风化钛矿选矿工艺研究

滇中某钛矿矿体下层的半风化钛矿资源,现有的生产流程无法高效的回收其中的钛矿物,为此进行选矿试验研究。通过工艺矿物学研究查明,矿石中主要含钛矿物为钛磁铁矿、钛铁矿。针对原矿嵌布粒度粗的特点,进行了详细的试验室选矿预处理工艺研究。最终采用弱磁-强磁粗选抛尾、粗精矿分级摇床重选再精选的工艺流程处理该矿样,获得的选矿指标较好,为开发利用该资源提供了技术支撑。     

云南某低品位钛铁矿选矿工艺试验研究

通过对TiO2品位小于6％的钛铁矿进行磁选试验、螺旋溜槽试验、摇床试验等流程试验研究,最终采用原矿脱泥-弱磁除铁—强磁抛尾-摇床精选的联合工艺流程,可得到TiO2品位为46.18％,回收率为53.21％的钛精矿.     

江西某钨矿的可选性试验研究

针对江西某钨矿矿石特性,制定出磨矿分级-粗粒重选粗选-粗精矿浮重磁联合精选以及细泥磁-重回收工艺流程,当原矿含WO30.34%、Cu0.18%时,可得到产率为0.319%、钨品位60.72%、钨回收率64.00%的钨精矿和产率为0.438%、铜品位19.53%、铜回收率47.63%的铜精矿。钨铜均得到较好回收。     

浅谈SLon立环脉动高梯度磁选机分选全粒级钛铁矿的试验

阐述了应用SLon磁选机作为攀枝花钢铁公司选钛厂全粒级粗选抛尾设备的选矿试验，结果表明：采用SLon磁选机组成磁－浮－电或磁－浮流程，可以获得精矿品位大于47％、回收率为46．25％－44．58％的流程指标，每年多回收钛精矿50余万t，增加产值25280万元，为该选厂技术改造提供了一条新途径.     

某钼铋矿石选矿试验研究

对某钼铋矿石进行选矿工艺试验研究,经过工艺方案探索试验后决定采用“浮钼-铋硫混浮-化学浸铋”的联合工艺流程。闭路试验获得含Mo50．72％、Bi2．88％,Mo回收率67．84％的钼精矿和含Bi9．02％、No0．82％,Bi回收率64．60％的铋硫粗精矿,铋硫粗精矿采用化学浸出,获得的氯氧铋品位为70．06％,铋回收率为57．69％。     

从铜硫浮选尾矿中回收白钨合理工艺的研究

采用螺旋溜槽粗选丢尾，ＳＱＣ湿式强磁选－摇床富集获粗精矿；粗精矿浮选脱硫后再以摇床精选获得最终白钨精矿，即重－磁－浮－重的流程是综合回收永平铜矿铜硫浮选尾矿中白钨的较合理工艺。该工艺扩大试验指标为：白钨精矿含ＷＯ３６６．８３％，回收率１７．４４％，产品质量符合ＧＢ－２８２５－８１一级Ⅰ类标准。工艺技术可行，操作控制简便，分选指标稳定，扩大试验所获技术参数和指标可作为该矿尾矿综合回收白钨系统的建设设计依据     

某钛选厂钛磁铁矿提铁收钛工艺研究

云南某钛选厂的生产工艺流程是重选一弱磁联合流程,重选采用螺旋溜槽回收钛,螺旋溜槽尾矿经过弱磁选得到钛磁铁矿,其含TiO2 22．86％,含Fe50．80％。此部分产品一般以低价销售,资源利用率不高。为此,对该钛磁铁矿进行详细的浮选、磁选、重选及联合分选工艺的提铁收钛选矿试验研究,得到了高品位的铁精矿和合格的钛精矿产品,提高了选厂的经济效益。     

风化型钛铁矿矿物学与选矿工艺的研究

试验以云南某地的风化型钛铁矿为研究对象,原矿含TiO2品位为5．68％,TFe品位14．00％,该试验主要进行了风化型钛铁矿的工艺矿物学研究与钛矿物选别工艺的研究,通过最佳的选矿工艺,从而得到含TiO2品位为46．50％,回收率达到49．77％的钛精矿,对于原矿可回收钛的回收率为74．73％;Fe34．44％。可以相信,该钛铁矿的工艺矿物学与选矿工艺的研究对于选别风化型钛铁矿领域具有一定的指导意义。     

某含锡硫化锌矿的选矿工艺研究

针对某含锡硫化锌矿的矿石特性，经浮—重联合选矿工艺研究，可获得锌品位45．82％，回收率80．21％的锌精矿，浮选流程获得锌精矿的同时，脱除了比重较大的磁黄铁矿，从而使锡重选回收率达到51．50％的较好指标。     

钛精矿连续酸解过程中物相变化特征探讨

如何进一步提升酸解回收率一直是硫酸法钛白研究的重点,而酸解回收率的高低与含钛物相的变化密切相关。以连续酸解工艺为例,为考察反应过程中含钛物相的变化特征,综合应用矿物分析仪、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)、化学分析等技术手段对反应过程中钛精矿中主要物相的含量、形貌变化特征以及Ti、Si元素的含量、赋存变化特征进行了研究。结果表明,钛精矿主要由钛铁矿和硅酸盐矿物组成;酸解过程中,酸沿钛铁矿颗粒边缘或裂隙向内部渗透将其逐步分解,与此同时,钛铁矿含量由钛精矿中的86.13%(质量分数,下同)逐渐降低至残渣4#中的14.38%;在此过程中,石英、透辉石得到富集,其含量分别由钛精矿中的0.06%及1.58%逐渐增加至残渣4#中的50.85%和14.92%;反应过程中Ti元素含量由钛精矿中的26.74%逐渐减小至残渣4#中的6.46%,Si元素含量则由2.19%逐渐增加至29.14%;反应期间,钛铁矿中Ti元素赋存比由钛精矿中的96.08%逐步降低至残渣4#中的64.88%,且Ti元素主要由钛铁矿向TiOSO₄迁移,部分Ti元素被石英及其混合物包裹而滞留其中,导致Ti元素的损失;Si元素主要赋存物相由钛精矿中的钛铁矿以及辉石等硅酸盐逐渐转变为残渣4#中的石英和透辉石,且石英中Si元素赋存比由钛精矿中的0.79%大幅增加至残渣4#中的73.78%。     

钛精矿连续酸解过程中物相变化特征探讨

如何进一步提升酸解回收率一直是硫酸法钛白研究的重点,而酸解回收率的高低与含钛物相的变化密切相关。以连续酸解工艺为例,为考察反应过程中含钛物相的变化特征,综合应用矿物分析仪、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)、化学分析等技术手段对反应过程中钛精矿中主要物相的含量、形貌变化特征以及Ti、Si元素的含量、赋存变化特征进行了研究。结果表明,钛精矿主要由钛铁矿和硅酸盐矿物组成;酸解过程中,酸沿钛铁矿颗粒边缘或裂隙向内部渗透将其逐步分解,与此同时,钛铁矿含量由钛精矿中的86.13%(质量分数,下同)逐渐降低至残渣4#中的14.38%;在此过程中,石英、透辉石得到富集,其含量分别由钛精矿中的0.06%及1.58%逐渐增加至残渣4#中的50.85%和14.92%;反应过程中Ti元素含量由钛精矿中的26.74%逐渐减小至残渣4#中的6.46%,Si元素含量则由2.19%逐渐增加至29.14%;反应期间,钛铁矿中Ti元素赋存比由钛精矿中的96.08%逐步降低至残渣4#中的64.88%,且Ti元素主要由钛铁矿向TiOSO₄迁移,部分Ti元素被石英及其混合物包裹而滞留其中,导致Ti元素的损失;Si元素主要赋存物相由钛精矿中的钛铁矿以及辉石等硅酸盐逐渐转变为残渣4#中的石英和透辉石,且石英中Si元素赋存比由钛精矿中的0.79%大幅增加至残渣4#中的73.78%。     

Isothermal enriching and separation of perovskite phase from CaO–TiO2–SiO2–Al2O3–MgO melt by centrifugal force

Abstract

A new approach to isothermal enriching combined with separating perovskite phase from CaO–TiO₂–SiO₂–Al₂O₃–MgO melt by centrifugal force was investigated. Using a two-stage centrifugal separation process, the recovery ratio of Ti in the second concentrate was 99·34% and the tailings were 0·66%, thus demonstrating excellent Ti separation. These materials can be considered as suitable raw materials for titanium white and cement respectively.     

A Novel Process for Titanium Sand by Magnetic Separation and Gravity Concentration

With the continuous depletion of high-grade titanium ores and the increasing demand for titanium dioxide, the low-grade titanium sand has become an important source for the production of ilmenite concentrate; however, the large-scale utilization of the sand is disappointedly scarce, due to its leanness in valuable minerals and insufficient methods available to handle such low-grade sands. A typically low-grade titanium sand was first ground and then processed by low-intensity magnetic separation (LMS) and high gradient magnetic separation (HGMS) to recover titanomagnetite and ilmenite, respectively; as the TiO₂ grade of the sand is low, the primary treatment of the sand by magnetic separations is effective, with 78.45% by mass weight of the sand discarded as tailings. The primary titanomagnetite concentrate was further ground and liberated to obtain a high-grade titanomagnetite concentrate through LMS reconcentration; the primary ilmenite concentrate was separated with spirals to remove the sterile limonite and magnetic gangues, and its concentrate was ground and liberated to achieve a high-grade ilmenite concentrate through HGMS refining. This novel process achieved an effective processing of the sand and obtained a high-grade ilmenite concentrate assaying 46.30% TiO₂ with a high recovery of 57.88%, and a by-product of titanomagnetite concentrate assaying as high as 54.17% Fe.     

乌拉嘎金矿西坑矿石选冶工艺工业试验

乌拉嘎金矿西坑矿石中金属硫化物嵌布粒度较细,部分金以微细粒包裹于硫化矿物中。在小型试验基础上,对西坑矿石选冶工艺进行了工业试验。试验结果表明,在保证原处理能力的条件下,提高磨矿细度-0.074mm到82%以上,采用一次粗选、二次扫选、对粗精矿分级及分级溢流经二次精选、一次扫选工艺流程,获得金精矿和中矿;中矿采用氰化炭浸提金工艺生产合质金,金精矿采用焙烧—焙砂氰化炭浸提金工艺生产合质金及硫酸。该选冶联合工艺流程的应用,使金的理论回收率达到74.17%,比2007年金总回收率提高了15.86%。     

攀西细粒级钛铁矿高效回收工艺研究

针对攀西地区追求钒钛铁精矿品质造成选铁尾矿变细,高梯度强磁机难以同时兼顾细粒级钛铁矿品位和回收率的问题,采用高梯度强磁机与悬振锥面选矿机作为浮选原料富集设备,并与浮选组成联合选别工艺进行实验室对比研究。试验表明:设置有悬振作业的浮选原料中干扰浮选的-19μm矿泥含量低于单一强磁作业,且"悬振+浮选"联合流程对TiO_2品位10.57%的细粒级钛铁矿回收效果最优,能获得产率13.29%、TiO_2品位47.20%、TiO_2回收率60.00%的合格钛精矿。     

甘肃某含钛磁铁矿选矿试验研究

甘肃某含钛磁铁矿含钛6.58%,含铁21.46%,具有较大的回收价值.在工艺条件试验研究的基础上,采用"弱磁选铁-强磁预富集-钛浮选"的工艺流程回收有价金属,最终,实验室小型闭路试验可获得含铁61.75%,全铁回收率43.45%（磁性铁回收率达86.47%）的铁精矿和含钛50.10%,钛回收率60.23%的钛精矿,浮选作业回收率为85.94%,选别指标较好.