本文通过高岭土分析,进行选矿工艺学研究,该高岭土为流纹质凝灰岩蚀变型硬质高岭土.通过磨矿制浆—水力旋流器分级除砂提纯工艺得到合格的高岭土精矿,选别工艺简单,技术指标较好.
以某地石墨为原料,根据该矿石的矿物工艺学,考查了矿石在磨矿细度、水玻璃用量、煤油用量下的影响规律.试验结果表明:最终可获得石墨精矿品位为85.79%,回收率为82.42%.
该矿区金矿可供回收利用的元素为金、银综合回收.在本次试验中采用单一重选、单一浸出、单一浮选、重选+浸出、重选+浮选5种工艺进行了对比,因原矿中有部分颗粒金的存在,重选工艺可以保证颗粒金的回收.最终推荐采用原矿重选+浸出工艺.最终获得重选+浸出流程金的总回收率为95.34%,银的总回收率为83.73%.
内蒙古某金矿床金属矿物主要为自然金、包裹金,根据其矿山的实际情况,为圈定矿体,地质报告提供可靠依据,对工业指标论证进行了探讨.
通过对石榴石矿石的分析,探索出合适的回收方案,重选-磁选联合流程,获得石榴石精矿品位92.43%,石榴石回收率82.26%较好的质量指标.
针对某地辉钼矿浮选尾矿矿物学特点,确定采用重选的选别流程回收黑钨矿,通过重选试验研究获得了钨精矿最低质量标准.因此,重选方法可以将黑钨矿有效分离.
Lithium was a scarce element which has many good qualities.At present,the extracting lithium from nature spodumene mineral was the main way to obtain raw materials for lithium.In the test,according to the characteristics of spodumene technology minerals,we completed the test research of spodumene in one region.For the ore properties of spodumene,the method of the flotation of alkaline and no-desliming was used to separate spodumene and gangue,exploring the influence of grinding fineness,adjusting agent and activator in the flotation.Through lots of tests,the results showed when the dose of sodium carbonate+sodium hydroxide(mass ratio of 2 ∶ 3)2000 g/t as regulator and the dose of oxidized paraffin soap+oxime acid(mass ratio 3 ∶ 2)1200 g/t as collector,lithium concentrate index could get Li2O grade of 6.21% and Li2O recovery of 76.30%.
内蒙古某高硫金矿石嵌布粒度微细,金品位2.21 g/t,金以包裹金为主,并可综合回收硫.为合理利用该金矿资源,对其进行选矿试验.结果表明,原矿粗磨至-0.074 mm 65%后进行1粗1精2扫金硫混合浮选,混合精矿再磨至-0.045 mm 85%进行1粗2精1扫金硫分离浮选,最终可获得金品位48.58 g/t、回收率86.16%的金精矿和硫品位55.26%、回收率58.57%的硫精矿,实现了该难选金矿的高效回收利用,可供其开发利用参考.
本试验针对内蒙古某地锰矿进行选矿试验,试验采用一段强磁选,可以获得锰精矿品位为32.21%,回收率83.74%较好的试验指标.
把低毒环保氰化钠替代品——金蝉黄金选矿剂(简称金蝉)成功地应用于内蒙古四子王旗石英脉型金矿,获得金浸出率90.11%;与传统的氰化钠浸金剂做对比,浸出率低1.52%(氰化钠浸出率为91.63%),为开发该金矿提供了实施依据.
某含锶铌等稀土稀有矿中矿物种类繁多,为以稀土元素、铌、锆为主的碱性花岗岩.根据该矿石矿物种类繁多、品位较低及赋存状态复杂多变的特点,通过重选抛尾与磁选抛尾的对比试验,得出磁选抛尾工艺优于重选抛尾工艺,矿石中矿物品位均得到较大幅度提高.抛尾后粗精矿进行浮选回收利用稀土矿物,浮选尾矿通过强磁选回收铌矿物,磁选尾矿摇床抛尾后再磨然后重选回收锆铪矿物.选矿工艺流程比较合理,最终取得了较理想的试验指标.
A refractory tungsten ore from Inner Mongolia was sorted by the process of preclassification-gravity separation-flotation .The results show that under the appropriate conditions ,tungsten grade in tungsten concentrate is 66 .52% and tungsten recovery is 57 .31% by gravity separation ,and tungsten grade in tungsten concentrate is 65 .89% ,and tungsten recovery is 16 .75% by flotation .The total recovery of tungsten is 74 .06% .
正交试验设计是一种合理安排试验方案的数学统筹方法.为了改进选矿试验工作,本试验将应用正交试验在铁锌矿尾矿浮选试验进行尝试研究.通过本次正交试验设计磁选尾矿选锌浮选试验可以得出选锌的最佳条件为磨矿细度为-200目占75%、石灰用量2 000g/t、硫酸铜用量900g/t、丁黄药用量60g/t.
The experimental study on recovery of nickel from a low grade nickel laterite was carried out by the process of oxidizing roasting and sulfuric acid leaching.The influence of ore roasting and leaching process parameters on nickel leaching were examined.The results showed that leaching rate of nickel reached 81.84% under the optimum conditions of ore particle size of 0.074 mm accounting for 70%,roased temperature of 800 ℃,roased time of 2 h,leaching temperature of 70 ℃,leaching time of 80 min and liquid to solide of 1.5.
文章对粉煤灰焙烧——酸浸过程进行了研究,考察了焙烧、酸浸对提取铝的影响。试验结果表明:焙烧条件为:时间2h,焙烧温度850℃,粉煤灰与ZP的质量比为5∶1;浸出条件为:反应温度90℃,浸出时间2h,盐酸浓度5ml/l,液固比5ml/g的条件下,铝提取率达到93.12%。
试验研究了加温搅拌浸出过程中各因素对黄钾铁矾渣浸出率的影响。结果表明,在温度105℃、液固比10;2、6mol/LNH。C1溶液搅拌浸出2h条件下,Zn、Pb和Cd的浸出率可达95%以上。
矿石中二氧化硅的测定有重量法、挥散法、比色法、容量法等四种方法,每种方法都有其各自的局限性,应根据矿石本身的性质选择相应的方法。本文将对这4种方法的准确性、时间及影响因素进行一一分析比较。
以某铅锌矿为例,该矿矿石中铅品位2.03%,锌品位1.78%,研究采用合理有效的选矿流程方案及药剂制度,使难选铅锌矿物得到有效回收,获得铅精含铅51.06%,铅回收率90.94%;锌精矿含锌49.95%,锌回收率85.20%的浮选指标。
针对内蒙古某铁钼多金属矿石的性质,确定了磁——浮选的联合工艺流程。通过试验研究,获得较好的技术指标,铁精矿品位62.21%,铁精矿回收率96.36%;钼精矿品位46.22%,钼精矿回收率67.58%。
额济纳旗难选氧化铜矿的可浮性较差,选别指标不理想。为了提高铜精矿的指标,本文进行了硫酸浸出试验研究。结果可以看出,在矿石粒度-200目占75%、浸出时间6h、硫酸浓度1.5mol/l、液固体积质量4∶1的条件下,铜浸出率可达83.91%。