内蒙阿巴嘎旗某萤石矿浮选提纯工艺研究

研究了内蒙阿巴嘎旗某萤石矿生产优质低硅萤石精矿的浮选药剂和工艺流程。通过采用一次粗选、一次扫选、粗精矿再磨后五次精选,弱酸性介质精选的浮选工艺,获得含CaF297.52%,SiO21.06%,回收率为85.19%的萤石精矿。     

菱镁矿煅烧制备轻烧镁正交试验

为了获得纯度高、杂质少的轻烧镁,以辽宁某高品位和低品位菱镁矿为研究对象,设计了四因素三水平正交试验,研究了煅烧温度、保温时间、矿石粒度、升温速率对菱镁矿煅烧产物中MgO,SiO2和CaO质量分数的影响,获得了优化的煅烧工艺参数.试验结果表明:在最佳煅烧条件下,高品位菱镁矿的MgO质量分数提升达46％～47％,低品位菱镁...     

贵州织金含稀土中低品位磷矿石捕收剂富磷试验研究

针对织金含稀土中低品位磷矿石,重点考察了捕收剂对浮选效果的影响.试验表明,GJBW是一种有效的捕收剂,通过"一粗一精"反浮选工艺流程,可获得精矿产率64.64%,P2O5 品位31.06%, MgO含量0.99%,精矿中P2O5回收率84.87%,MgO脱除率为89.44%..     

低硅含镁球团矿抗压强度及冶金性能

提高入炉原料品位降低硅含量,改善冶金性能是高炉精料的主要方向。研究了低硅球团矿的还原膨胀率及MgO对低硅球团矿抗压强度和冶金性能的影响。研究结果显示,低硅球团矿虽然具有品位高,脉石含量低等优点,但随着SiO2含量的降低球团矿还原膨胀率恶化,影响高炉冶炼。低硅球团配加含镁添加剂可以有效控制还原膨胀率,同时改善球团矿的还原度和熔滴性能。球团矿SiO2的质量分数低于2%时,还原膨胀率在60%以上;当MgO的质量分数提高到2.15%以上时,还原膨胀率能降到20%以下,但随着MgO含量的增加低硅球团矿抗压强度下降,需要提高焙烧温度,才能形成稳定的铁酸镁,改善抗压强度。MgO的质量分数为2.15%时,焙烧温度要提高到1 270℃,MgO的质量分数超过2.8%以上时,焙烧温度需要提高到1 300℃。     

浅谈低品位菱镁矿浮选脱硅技术现状

从浮选工艺、浮选药剂及浮选机理等方面,介绍了当前利用浮选法脱除低品位菱镁矿中的含硅杂质技术的研究现状,主要对反-正浮选工艺、脱硅捕收剂、抑制剂的研究应用情况与机理研究成果进行了较全面的阐述,并强调加强低品位菱镁矿提纯技术研究势在必行,提出了菱镁矿浮选脱硅提纯技术研究建议。     

某含钼白钨矿选矿试验研究

在矿石工艺矿物学研究基础上,对某矿石性质复杂的含钼白钨矿,采用单一浮选工艺流程,在Na2SiO3弱碱性介质中,进行硫化钼浮选,在Na2CO3和Na2SiO3碱性介质中用GYW新型氧化矿捕收剂进行白钨矿粗选。白钨粗精矿加温精选采用改进后的“彼德洛夫法”,当原矿含Mo0.08%、WO30.58%时,获得Mo品位45.5%、Mo回收率80.1%的钼精矿和WO3品位65.7%、WO3回收率75.9%的白钨精矿,钨和钼获得较好的回收。     

综合回收选铜尾矿中有价元素的研究

某选铜尾矿含铁、硫等有价元素,磁选法选铁时,铁精矿品位只有60%左右、含硫大于2%、含硅13.67%,为不合格产品。通过研究,制定了浮选脱硫-弱磁选铁-反浮选降硅的选别工艺,可得到铁品位66.82%、回收率82.73%的铁精矿和硫品位36.42%、回收率87.89%的硫精矿。     

新疆某地氧化铜矿选矿试验研究

新疆某地氧化铜矿原矿含铜1.32%,属于单一氧化铜矿。试验结合工艺矿物学研究结果,采用两次粗选、一次扫选、一次精选工艺流程结构,粗精矿与扫选精矿合并进行精选,中矿返回粗选一作业。全流程闭路试验可以获得精矿品位为15.28%,回收率为62.74%的铜精矿。     

含砷金精矿砷富集试验研究

某黄金冶炼厂收购的含砷金精矿中金品位低于30 g/t,若直接进入冶金流程,既影响流程平衡,又会增加生产成本。根据砷矿物浮游特性,在pH=3.5的条件下,对含砷金精矿进行再磨后砷富集预选,采用一次粗选两次精选一次扫选工艺,获得产率为51.11%的较高品位金精矿,其中含金48.10 g/t,含硫32.56%,含砷7.13%,砷回收率达到90.61%。利用该预处理工艺最终实现了含砷金精矿物料中砷、硫、金的分选富集,降低了后续冶金作业处理量,有利于提高冶金指标和企业综合效益,从而实现清洁生产、节能减排的目标。     

福建某萤石矿选矿试验研究

福建某萤石矿含CaF2为18%左右,属于低品位萤石矿,试验采用预先脱硫-浮选萤石工艺,常规流程闭路试验可获得一个萤石精矿品位为90.36%,回收率为77.33%的萤石精矿;采用中矿再选流程可获得两个萤石精矿,萤石精矿1品位为97.37%,回收率为44.76%;萤石精矿2品位为86.65%,回收率为25.68%;综合萤石精矿品位为93.17%,回收率为70.44%的良好选矿指标。     

海南钨钼多金属矿选矿试验研究

海南某地钨钼矿原矿含Mo 0.56%,WO3 0.28%,Fe 2.44%,钼主要以辉钼矿形式赋存于矿石中,钨主要以白钨矿和黑钨矿形式赋存于矿石中,铁主要以磁铁矿形式赋存于矿石中,属于低品位钨钼铁多金属矿。采用一次粗选一次扫选四次精选的浮选工艺回收钼,浮选尾矿采用弱磁选回收磁铁矿,一次粗选两次精选的重选工艺回收钨。通过试验得到了适合该钨钼多金属矿选矿的浮选-弱磁选-重选工艺流程,该工艺可以得到Mo品位为45.86%,含WO3 0.07%,含Fe为1.12%,回收率为88.19%的钼精矿;WO3品位72.80%,含Fe 0.07%,含Mo0.02%,回收率为82.88%的钨精矿;Fe品位为56.88%,含WO3 0.06%,含Mo 0.03%,回收率为50.15%的铁精矿,实现了对低品位钼钨铁多金属矿的综合回收利用。     

新技术与成果

从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法一种从含硅矿物的铝土矿中分选铝土矿精矿的方法,从各种品位的含硅矿物的铝土矿中除去硅矿物,选出铝土矿精矿,供拜耳法氧化铝生产用。其特征是用铝酸钠溶液处理铝土矿,使铝矿物和硅矿物相互充分解离,再用物理分选的方法采用分级设备,根据铝矿物和硅矿物轻度和比重的差异进行分选,得到高品位铝土矿精矿。本发明方法简单、流程短、成本低、矿石A/S提高较大还能结合现有拜耳法氧化铝生产流程,为氧化铝生产提供一种新工艺。     

某含砷硫化锑矿石选矿试验研究

内蒙古某含砷硫化锑矿石中的锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在,研究了采用抑砷浮锑工艺对该矿石进行选别。矿石磨矿细度-74μm占80%条件下,通过一次粗选、一次扫选、一次精选工艺,获得锑品位43.75%的锑精矿,锑回收率为96.64%;锑浮选尾矿再经一次粗选、一次扫选、一次精选,获得硫品位28.42%、砷品位1.89%的硫砷精矿,硫、砷回收率分别为46.03%和67.38%,尾矿中硫、砷未超标,矿石分选效果较为理想。     

包钢低硅烧结工艺优化研究

为了提高人炉矿品位,降低高炉渣量,通过微型烧结试验研究了包钢低硅烧结条件下,烧结温度、配碳量、烧结矿碱度、SiO2含量、MgO含量等参数对烧结矿粘结相强度的影响,并在此基础上进行了烧结杯验证试验,为包钢优化低硅烧结工艺参数提供了依据.     

包钢低硅烧结初探

降低烧结矿中SiO2质量分数对高炉冶炼降低渣量至关重要.通过对包钢区内精矿再磨再选,提高铁品位,降低w(SiO2)进行分析,认为低硅烧结是未来发展的趋势,探索低硅烧结是非常必要的.     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

湖北某重稀土矿的选矿试验研究

湖北某重稀土矿是以钇为主要成分的稀土矿,主要含钇矿物为硅铍钇矿、褐钇铌矿及磷钇矿。为了开发利用该重稀土矿资源,进行了实验室选矿试验研究。试验原矿品位为(Y_2O_3)0.088%,采用"磁选-浮选"的工艺流程,最终可获得稀土精矿品位为(Y_2O_3)3.42%,精矿产率为1.67%,回收率为58.13%重稀土精矿。     

江西永丰萤石矿选矿研究

江西永丰萤石矿选厂采用一段磨选流程，其精矿含硅总在１％以上，严重超标．通过系统的试验，采用阶段（２段）磨选工艺，使硅能降至０．６％以下，并且萤石精矿品位和收率也有所提高，达到了提交精矿质量的目的     

采用反浮选降低强磁选精矿中SiO2含量的试验研究

通过对某强磁选精矿采用胺类阳离子捕收剂进行反浮选降硅试验。在磨矿细度达到-300目90％时，经过一粗一精一扫三段浮选流程选别，可以获得精矿铁品位62．02％、铁回收率86．77％、SiO2含量9．23％的理想选别指标，降硅效果明显。     

某地锡粗精矿精选工艺方案探讨

锡粗精矿含锡品位6.5%,杂质多,含铜0.577%,含硫15.28%,含砷4.64%,合钨0.15%,其粒度粗,比重大,粗粒级解离度低。采用方案1：“浮-重”精选工艺;方案2：“重-浮-重”精选工艺对比试验,生产建议流程选用“浮-重”精选工艺处理锡粗精矿。“浮-重”精选工艺试验获得锡精矿品位44.78%,其回收率84.55%,锡富中矿品位2.092%,回收率7.82%,锡综合回收率92.37%,锡综合回收率比“重-浮-重”精选工艺试验提高3.49%。企业自己精选加工锡粗精矿比对外串换,按2015年价格计算日创效1万元。