细粒难选锐钛矿化学提纯试验研究

TiO2品位为10.97％的某锐钛矿,经浮选获得品位为30.91％的粗精矿,对该浮选粗精矿进行“加碱焙烧-盐酸中和”的化学选矿试验研究.研究表明,氢氧化钠用量300 kg/t,焙烧温度500℃,焙烧时间40 min,盐酸用量l5 kg/t,中和时间10 min,对TiO2品位为30.91％的粗精矿,化学选矿可以将TiO2品位提高到67.63％,回收率为87.03％.采用浮选-化学选矿工艺能有效实现细粒难选锐钛矿的选矿,为该类矿物的开发应用提供了一种新途径.     

赣南某红土镍矿工艺矿物学研究及选矿方案论证

为了查清矿石性质,制定合理的选矿方案,本研究采用荷兰PHILIPS XL300型扫描电镜(SEM)、电子探针、电子显微镜等先进测试仪器对赣南某红土镍矿进行了详细的工艺矿物学研究,研究表明,该矿石矿物组成复杂,矿物种类繁多,其中镍矿物多呈分散状态分布于钴镍蛇纹石、含钴镍磁铁矿、含镍铬铁矿中,独立镍矿物仅有红砷镍矿、斜方砷镍矿,含量甚微,且粒度很细,不能用机械选矿方法予以富集,只能采用化学选矿或冶炼富集方法来提取镍,综合分析提出采用酸浸工艺进行提镍.     

四川某沉积型钛矿化学选矿工艺探讨

沉积型锐钛矿在钛资源选矿技术发展中长期以来基本处于空白状态,甚至被业内研究人员认为是呆滞资源.四川某含铁高岭土型锐钛矿为典型的该类矿石,含TFe 18.88％、TiO26.19％、Al2O321.39％.本文针对该矿石性质,进行了不同硫酸浸出工艺的化学选矿探索性实验.实验结果表明,硫酸化焙烧-水浸工艺和硫酸直接浸出工艺...     

红土镍矿还原焙烧-酸浸试验研究

某矿含镍1.04%,含铁40.55%,镁及二氧化硅含量较低,为典型的褐铁矿型红土镍矿。矿样粒度较细,小于0.038mm粒级部分占66.58%。镍主要赋存在褐铁矿和硅酸盐矿物中,分布率分别为75.0%和24.04%。对该镍矿进行了还原焙烧—酸浸试验研究,结果表明,在炭粉粒度-0.038 mm大于90%,炭粉用量30%,焙烧温度700℃,焙烧时间30 min,酸料比0.5 m L/g,浸出温度80℃,浸出时间2.0 h,浸出液固比5∶1时,镍、钴、铁的浸出率分别为74.88%,93.83%,35.87%。     

云南某氧化铅锌矿选矿预富集试验研究

云南某氧化铅锌矿利用现有冶炼工艺直接处理成本较高,选矿预富集可为该矿的经济开发提供有利条件.试验结果表明,采用"先硫后氧、先铅后锌"的选矿流程可以实现该矿的有效预富集,即在铅、锌的损失率分别为10.88％和8.61％的前提下,矿石铅品位由5.28％提高到10.63％、锌品位由11.40％提高到22.94％.     

云南某红土型风化钛矿砂选矿工艺研究

在详细研究云南某红土型风化钛砂矿原矿性质的基础上,进行了多种试验室选矿工艺研究,弱磁—强磁—重选流程试验得到的钛精矿含TiO2 48.06％,回收率74.47％;弱磁—强磁抛尾后的粗精矿进行小型浮选闭路试验得到的钛精矿含TiO2 40.76％,回收率85.35％,选矿指标较好,为选厂的改造提供可靠的技术支持.     

某新生代红土型金矿选矿试验研究

针对云南某新生代红土型露天金矿金的粒度分布呈粗细极不均匀的特点,采用高离心力场重选工艺进行研究,较好地解决了粗粒金以及微细粒金的回收难题,当原矿金品位1.1g/t,精矿金品位47.23g/t,金回收率达到86.09%,获得了满意的选别指标。     

江西某赤铁矿的选矿试验研究

介绍了江西某赤铁矿是一种嵌布粒度极细,分布及其均匀,十分难选的胶体赤铁矿.采用高梯度脉动磁选机,原矿经过三次磨矿三次选别,其精矿品位只能达到57%左右,回收率不足10%.采用摇床重选处理,品位也只能从49%提高到50%,基本上起不到富集作用.采用磁化焙烧再磁选的工艺,才从根本上解决了这种类型赤铁矿的选矿回收问题.     

贵州织金地区某红土型钛矿赋存状态研究

通过野外取样、制备样品、显微镜观察、X射线衍射分析(XRD)、X射线荧光光谱分析(XRF)、电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)分析、电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)分析、扫描电子显微镜配合能谱分析、电子探针分析等手段,对贵州织金某红土型钛矿中钛元素赋存状态作了系统的研究。该矿石中TiO_2含量在5.02%～8.59%,铝硅比较低,属于红土型钛矿石;钛元素以独立矿物锐钛矿、钛铁矿存在于矿物中;钛元素取代赤铁矿中的铁元素,以类质同象赋存于赤铁矿晶体中;可通过加碱焙烧后加水浸出富集锐钛矿。     

云南某红土镍矿酸浸试验研究

研究了用硫酸从云南某红土镍矿中浸出镍,考察了酸矿质量比、液固比和浸出时间对镍浸出率的影响。针对原矿性质特点,确定采用酸矿质量比为0.6∶1,液固比为3∶1,浸出时间为24 h的浸出工艺条件,最终可获得镍浸出率为88.48%的良好指标。研究结果表明该红土镍矿在常温常压下,采用硫酸浸出工艺是可行的,为该红土镍矿的综合利用开发了新途径,具在一定的推广应用价值。     

某石英脉型金矿选矿技术研究及工业实践

河南某岩金矿床属于国内典型的石英脉型金矿,其矿石性质兼具了国内石英脉型矿床的共性。研究结合了其矿石性质的特性,在总结了我国传统的石英脉型金矿选矿工艺流程优缺点的基础上,针对其现场生产存在的磨矿能耗高、重金属离子污染、选矿指标不高的现状,有针对性的选用高效、环保、节能的处理工艺及选矿药剂,并成功应用于该矿山生产,取得了显著的经济效益和社会效益。     

王家滩菱铁矿焙烧选矿试验研究

菱铁矿为复杂难选矿种之一,采用常规选矿方法难以得到较高铁品位的铁精矿.针对昆钢王家滩菱铁矿资源,进行了焙烧和闪速焙烧试验研究.试验结果表明,常规的焙烧导致弱磁选精矿硫含量超标,而采用闪速焙烧可达到降硫目的,铁精矿硫含量低于0.20%,同时可获得比常规焙烧高4.72个百分点的回收率.     

四川某石英脉型金矿联合选矿工艺

研究四川某石英脉型金矿选矿工艺,采用重选—浮选—磁选联合流程,可获得金精矿产率5.83％、金品位82.76 g/t、回收率94.47％的综合选矿指标.联合工艺流程适合矿石资源特点,可用于同类型金矿资源开发利用.     

陕南地区角闪岩型难选金红石矿选矿试验研究

陕南地区某角闪岩型难选金红石矿含TiO_23.35%,主要脉石矿物为石英、白云石、绿泥石等,有用矿物嵌布粒度微细,矿物嵌布关系复杂,分选难度大。采用摇床抛尾,粗精矿再磨后浮选金红石,浮选精矿酸洗后再脱硫的流程可获得TiO_290.56%,回收率为50.24%的金红石精矿,其中含S 0.025%、P0.021%、TFe 0.56%,精矿指标达到天然金红石精矿二级标准,为陕南地区金红石矿的开发利用提供良好的技术借鉴。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

焙烧活化隐晶质石墨提纯试验研究

为了改变目前隐晶质石墨高温提纯或化学提纯高耗能、高污染的现状,加快隐晶质石墨的开发利用,本文使用新的方法对隐晶质石墨进行提纯。试验选用黑龙江鸡西生产的隐晶质石墨浮选精矿为原料,采用先对隐晶质石墨单独焙烧活化再分别进行碱浸、酸浸的方法进行提纯试验研究。本文在保持酸浸条件不变的情况下,研究了焙烧工序和碱浸工序中各因素对隐晶质石墨提纯效果的影响,并确定最佳焙烧条件和最佳碱浸条件。试验结果表明,使用该方法可使隐晶质石墨的固定碳含量由原来的84.173%提高至93.852%。通过对比试验可知,隐晶质石墨经单独焙烧后,可提高杂质与碱、酸反应的活性,提高杂质的脱除率,提纯效果优于相同条件下未经焙烧的隐晶质石墨样品。     

鄂西某鲕状赤铁矿焙烧磁选试验研究

为开发利用鄂西某宁乡式鲕状赤铁矿（原矿铁品位为43.71%,P含量为0.93%）,对其进行了磁化焙烧-弱磁选小型试验。试验结果表明：将-2 mm原矿与煤粉按5∶1的质量比混合,在焙烧温度为750 ℃,保温时间为1 h的条件下焙烧,焙烧矿经过粗粒弱磁选抛尾、细磨至-325目占96%、两次弱磁精选,可获得平均铁品位为60.12%、平均铁回收率（对原矿+煤粉）为77.42%的铁精矿。但铁精矿含磷0.62%,须通过进一步研究使其降低。     

福建某石英脉型钼矿选矿试验

福建钼矿资源比较丰富,但开发利用水平比较低。分析了福建某石英脉型钼矿的化学成分、组成 以及主要有价矿物及其赋存状态。通过试验确定了该矿物浮选分离的合适磨矿细度、浮选粗选合 适的抑制剂、捕收剂和起泡剂的用量,对1次精选抑制剂硫化钠及巯基乙酸钠进行了比较,并对 探索试验确定的1粗2扫6精闭路流程进行了试验。结果显示：含钼为0.19%的钼矿经选别后,获得 了钼品位46.23%,回收率86.20%的钼精矿。     

辽宁某红柱石矿选矿试验研究

对辽宁某红柱石矿进行了选矿试验研究,并通过试验确定了脱泥—浮选—磁选—酸浸的工艺流程,得到了符合质量要求的红柱石精矿和磁铁矿。     

贵州某微细浸染型金矿硫代硫酸盐浸出试验研究

贵州某微细浸染型金矿金品位为3.46 g/t, 在原矿性质分析的基础上, 采用硫代硫酸盐直接浸出工艺, 进行了探索试验、条件试验和综合优化试验, 确定了合理的浸出条件为: Na₂S₂O₃·5H₂O用量0.4 mol/L, CuSO₄用量4 g/L, NH₃·H₂O用量4 mol/L, Na₂SO₃用量0.3 mol/L, 液固比为4∶1, pH为9.5。将原矿直接浸出与预处理后试样浸出进行对比试验, 获得金浸出率分别为72.10%和85.09%, 并对两者浸出率差异进行了分析。