攀西钛精矿主要杂质元素赋存状态研究

通过对攀西钒钛磁铁矿矿物结构及攀西钛精矿选钛工艺研究,同时采用XRD、扫描电镜对攀西钛精矿进行深度剖析,得出在攀枝花钛精矿中主要元素分布及杂质元素的赋存状态。攀西钛精矿是以偏钛酸铁(FeO·TiO_2)晶格为基础,含有Mg、Mn等氧化物杂质的固溶体,主要杂质元素Si、Ca、Mg、Al、Fe、Ti等物质以一种或多种氧化物形式固溶于钛铁矿伴生相硅酸盐中。针对不同用途,提出通过深度解粒,调整钛精矿选别工艺参数,可生产出高品质的钛精矿,实现高附加值利用。     

河南某难选低品位微细粒金红石选矿试验研究

对河南省某低品位难选细粒金红石与钛铁矿进行了矿物学及分选试验研究。矿石中金红石与钛铁矿均有回收利用价值,金红石矿物呈他形、半自形柱状,多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布,钛铁矿连生体呈细小的粒状被角闪石、黑云母和石英包裹。目的矿物金红石嵌布粒度较细,属细粒、微细粒不均匀嵌布,粒度区间跨度较大,一般为0.037~0.074 mm。在原矿TiO2含量为2.10%,Fe2O3含量为9.69%的情况下,经重选—磁选—酸洗—浮选的原则流程可得到金红石精矿品位为88.25%、回收率为97.80%,钛铁矿精矿品位为11.76%、回收率为89.57%的较好指标。其中重选为一粗一精,强磁选扫二、扫三中矿合并再重选的流程;磁选为一粗四扫,扫一、扫四中矿与粗选精矿合并成磁选精矿进行酸洗;浮选为一粗两精两扫流程。研究结果对难选低品位微细粒金红石矿的综合利用具有一定的指导意义。     

中国锰矿供需现状及可持续发展建议

锰铁矿石是锰、铁选冶的重要原料,由于类质同象及微细粒嵌布等因素影响,锰与铁难以实现高效分离并综合利用. 针对高铁低锰矿石制定了氢基矿相转化–磁选工艺流程,并考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气体体积分数及总气量对锰铁分离及二价锰转化率效果的影响. 结果表明,在焙烧温度660 ℃、CO与H₂体积比1∶3、焙烧时间30 min、还原气体体积分数60%、总气量500 mL·min^–1、磁场强度8.51×10⁴ A·m^–1的条件下,可获得铁品位55.24%、回收率91.07%的铁精矿及全锰品位34.80%、回收率77.11%、二价锰转化率88.79%的锰精矿. 化学成分分析、X射线衍射(XRD)分析、扫描电子显微镜-能谱分析（SEM-EDS）均表明锰矿物与铁矿物实现了有效的分离,原矿中的主要金属矿物褐铁矿、软锰矿转化为磁铁矿、金属铁和方锰矿,二氧化硅等脉石矿物主要富集在锰精矿中. 研究表明,通过控制氢基矿相转化工艺条件,锰精矿中二价锰含量显著提高,铁矿物和锰矿物可实现高效分离,且实现了原矿石全组分利用及无尾选矿的目的. 氢基矿相转化技术为高铁低锰矿石的清洁高效利用提供了新方法,有望实现铁锰矿物高温还原过程的异步转化和同步分离,达到“源头减量、高效转化、精准回收”的目标,实现良好的经济效益和社会效益.     

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.     

Beneficiation Studies on Recovery of Secondary Sources of Iron from Ferrigenous Alluvial Sands

Beneficiation studies were carried out on iron bearing alluvial sand to recover iron values for pelletisation. The studies include detailed mineralogical characterization, physical and chemical characteristics, beneficiation studies including grinding, magnetic and high tension separation. The results of these investigations indicate that the samples contain 50.2% Fe and 8.2% SiO₂ on average. The mineralogical studies reveal that the sand contains dominantly heavy minerals with small amount of quartz. The heavy minerals are magnetite and ilmenite with small quantities of amphibole and pyroxene group minerals. Detailed beneficiation studies carried out by various techniques indicated that the iron content can be upgraded by simple low intensity wet magnetic separation after grinding the sample to below 210 microns. A product with 62.7% Fe can be obtained at 65.5% yield. The product obtained can be used for pelletisation by blending with suitable high grade iron concentrate.     

云南某细粒嵌布磁铁矿可选性研究

对云南省某磁铁矿做工艺矿物学研究,查明该矿石全铁含量为12．35％,主要磁性矿物为磁铁矿和钛铁矿。针对该磁铁矿性质,制定了一段磨矿-阶段磁选-重选流程方案。通过一次弱磁选,得到品位为60．42％,回收率为34．69％的铁精矿。试验研究结果表明：在现有选矿经济技术条件下,铁的回收率较低,要获得商业开发利用价值非常困难。     

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。     

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。     

云南某难选泥质金矿石浮选试验研究

云南某金矿石中的金矿物主要以自然金的形式存在,自然金的颗粒细小,属于微细粒金,且与脉石关系密切,同时矿石中又含有一定量的粘土矿物,对分选不利。对该矿石采用浮选法富集金矿物,采用Na2CO3作为矿浆pH值调整剂,水玻璃和六偏磷酸钠作为组合抑制剂,异戊基黄药和丁胺黑药为混合捕收剂,实现了含金矿物与脉石矿物有效的分离。在原矿金品位为3．15g／t的条件下,获得了精矿金品位为63．21g／t,金回收率为89．30％的良好试验指标,可望为类似金矿石的分选提供了一种新途径。     

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.     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

分级重选—磁选—反浮选联合工艺处理某高泥赤铁矿

湖北某低品位高泥赤铁矿资源含Fe 21.24％,该铁矿原矿脉石矿物成分复杂,含有大量的易泥化的绿泥石、高岭土黏土类矿物,且目的矿物与脉石矿物呈现微细粒交代嵌生结构,不利于铁精矿品位的提高.结合工艺矿物学研究及不同工艺方案对比试验结果确定了筛分分级—棒磨粗磨—溜槽重选—高梯度磁选—磁选精矿再磨—反浮选的联合工艺流程,该工...     

Dearsenification of gold concentrates via microwave roasting

ABSTRACT

Arsenic can cause environmental pollution and also affect mineral processing efficiency. To determine the mechanism of separating arsenic from minerals, microwave roasting tests were conducted using Hunan arsenic sulfide gold concentrate as a raw material. The heating behaviour of gold concentrates under microwave irradiation was analysed. The effects of roasting temperature, reaction time, and oxygen content on arsenic removal were investigated. Temperature has the greatest effect on arsenic removal, followed by reaction time and oxygen content. The optimum parameters were determined experimentally. The removal rate of arsenic was 93.16% (gas supply: 4?L min^?1, reaction temperature: 650°C, duration: 15?min). Scanning electron microscopy analysis of the minerals after microwave roasting and conventional roasting showed that there are more cracks on the surface of minerals after microwave roasting, and the specific surface area is larger. The reaction mechanism of arsenic separation from gold concentrate during microwave roasting is discussed.     

陕西某低品位钒钛磁铁矿资源综合利用新工艺研究

陕西某钒钛磁铁矿资源,TFe品位为15．85％,TiO2品位2．94％、V2O5品位0．14％,属尚难利用低品位钒钛资源。通过采用新型ZCLA选矿机进行粗粒湿式抛尾,再采用弱磁选回收钒钛磁铁矿,强磁选一重选工艺回收钛铁矿,最终实现该矿铁、钛、钒资源的综合利用,钒钛磁铁矿产率13．37％,品位可达到60．18％～65．27％,磁性铁回收率达到98％以上,钛铁矿产率1．94％,钛铁矿回收率84．09％以上,铁精矿含V2O5富集到0．89％～0．93％,改变了矿山只能回收铁资源的现状,开创了钒钛铁资源综合回收的新工艺。     

攀西地区白马钒钛磁铁矿工艺矿物学探讨

为了查明攀西地区白马钒钛磁铁矿工艺矿物学特征,利用化学分析、光学显微镜、扫描电子显微镜、矿物自动分析仪(AMICS)等先进的分析手段,对白马钒钛磁铁矿矿石展开了深入研究。结果表明,矿石的主要矿物为钛磁铁矿、钛铁矿、钙长石、透辉石和蛇纹石等。矿石中Fe、Ti、V的质量分数分别为25.05%、3.46%和0.13%,可以综合回收利用;其中有74.13%的铁以钛磁铁矿的形式存在,13.16%的铁以含铁硅酸盐的形式存在,有63.72%的钛以独立矿物钛铁矿及钛铁矿(客晶)的形式存在,33.67%的钛以类质同象形式存在于钛磁铁矿中。矿石中钛磁铁矿、钛铁矿和硫矿物均以中粒为主,钛铁矿(客晶)和镁铝尖晶石(客晶)的嵌布粒度绝大部分为微粒,小于0.010 mm。矿石中13.16%的铁赋存于硅酸盐中以及大部分钛磁铁矿中含钛铁矿(客晶)和镁铝尖晶石(客晶),是影响铁精矿品位的主要因素。     

新药剂在毕机沟钛铁矿浮选试验中的应用

通过对强磁选粗钛精矿浮选钛铁矿的试验研究,寻找出了当进入浮选作业的钛铁矿品位为15.30%时,合适的选矿流程结构和药剂制度。试验结果表明:采用预先脱硫一粗三精一扫的闭路流程,硫酸作p H调整剂和抑制剂,JS-3作选钛捕收剂,柴油辅助捕收的流程结构和药剂制度,能获得含Ti O2为46.63%、回收率为76.12%的钛精矿。     

基于新型辊式机的细粒转炉钢渣干法磁选试验

 选取低品位、多组分磁性铁矿物转炉初炼钢渣,设计适用于细粒钢渣处理的多级辊式磁选机,开展了不同磨矿粒度下单级磁辊粗选及多级磁辊精选试验,对比了磁辊转频、分选行程对各粒度钢渣精矿品位及回收率的影响。结果表明：精选精矿品位明显高于粗选精矿品位,回收率略低;磁辊转频影响回收率较为明显,分选行程两边取值对磁选指标影响程度明显高于中间取值;磨矿粒度越细,磁选机综合处理效果越好;磨矿粒度小于0.3 mm粒级的占90%,精选精矿品位比原矿品位提高约32个百分点。     

选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究

研究了攀枝花钒钛磁铁矿选铁尾矿的物质特性，进行选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究，提出了几种流程：当品种为钛白粉钛精矿，扩大连选流程是强磁-浮选，强磁-强磁-浮选，实验室流程是重选-浮选，分级强磁-电选，重选-强磁-浮选；当品种为造块用钛精矿，扩大连选流程是强磁-强磁-浮选，实验室流程是强磁-浮选，强磁-重选-浮选。在小型试验中分级强磁-电选工艺得到钛精矿产率为13．93％，品位为49．2l％，回收率60．63％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%。