内蒙古炭窑口硫铁矿选矿
2019-02-18 10:47:01
炭窑口硫铁矿坐落内蒙古自治区巴彦淖尔盟，属变质岩中的多金属硫化矿床。采选规划120万t/a。 原矿中有用矿藏首要有黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿、磁黄铁矿、磁铁矿和方铅矿。脉石矿藏首要有方解石、白云石和石英，其次有长石、绿泥石、云母等。 黄铁矿多与磁黄铁矿、黄铜矿、闪锌矿严密共生，浸染状结构；黄铜矿多呈不规则状充填于前期矿藏空隙，还有部分黄铜矿在闪锌矿中呈乳滴状结构；闪锌矿呈他形晶充填或呈浸染状散布于脉石中；磁黄铁矿呈乳滴状散布于闪锌矿中。原矿首要有铜硫矿石和硫锌矿石两种类型，矿石中有铜、锌首要呈原生硫化物存在，次生铜和铜锌氧化物较少。 两种矿石类型通过多计划的选矿实验，串流浮选工艺流程比两种矿石的独自分选有明显的优越性，故而在选矿厂的规划中选用了串流浮选工艺。实验的矿石为硫锌矿石∶铜硫矿石=2∶1混合后浮选。选用无工艺，用Na2SO3替代NaHSO3分选作用适当。串流浮选工艺流程见下图。串流浮选工艺流程成果见下表。
典型矿区——内蒙古白云鄂博综合矿
2019-03-13 11:30:39
矿区坐落包头市。系我国闻名的特大型铁、稀土、铌归纳矿床。该矿床称为“白云鄂博式”矿床，其成因议论纷纷：有以堆积蜕变为主、热动力蜕变-热液效果屡次叠加改造的杂乱矿床。别的，还有特种高温热液告知；堆积-热液告知蜕变；含稀有金属碳酸岩浆火山堆积；碳酸岩浆侵入和古台凹(内海)半关闭的湖相堆积和层控铁矿与堆积-动力蜕变等成因观点。 该矿区包含主矿、东矿、西矿和东介格勒等矿段。长18km，宽1～3km，面积54km2。出露地层首要为中元古界白云鄂博群。白云鄂博群为一套浅海相类复理式缔造，由石英岩、砂岩、板岩和结晶灰岩组成。按其岩性组合分为9个岩组，20个岩段。矿区出露4个岩组9个岩段(H1～H9)。规划巨大的铁、稀土、铌矿床赋存在由黑色灰岩、白云质灰岩和白云岩组成的第8岩段(H8)，岩段厚270m，最厚870m。在该岩段上部为第9岩段(H9)，H9为淡色—暗色硅质板岩、钙质板岩，夹深灰色蜕变细粒石英砂岩，厚160m，该岩段以富含钾为其特色。暗色板岩含K2O 8%～10%，最高达15.7%；淡色板岩含K2O 9%～15%，并伴有较高的镧、铈、铌和放射性元素。矿区内白云鄂博群地层为一东西向向斜结构，矿体产状与围岩共同，并严厉受向斜结构操控。 区内出露的花岗岩有灰白色片麻状黑云母二长花岗岩，呈脉状，东西向延伸，侵入于H3板岩和H8白云岩中；浅灰黄色细粒似斑状黑云母花岗岩，呈岩盘状、脉状散布于矿区南部、北部和西部。这两种花岗岩，均属海西晚期产品。别的，还有中基性辉绿岩、闪长岩、闪长斑岩、钠长石岩和酸性伟晶岩、花岗斑岩、石英斑岩脉岩等。 矿体规划：东矿体长1200m，宽50～350m，呈透镜状；主矿体长1250m，宽410m，呈透镜状；西矿体：向斜结构操控矿体显着(图3.2.20)。共有5个首要矿体，长600～4100m，均匀厚2.8～27m，矿体呈似层状、透镜状；东介格勒矿体：由多个不相连的小矿体组成，长数十米，宽数米到十余米，东西走向，倾角50°～70°。 矿藏品种繁复，已发现有110余种。其间，铁的氧化物有磁铁矿、赤铁矿、假象赤铁矿、褐铁矿等，是本矿床首要铁矿藏；碳酸盐矿藏首要有菱铁矿、镁菱铁矿、铁镁菱锰矿、铁白云石；硫化物有黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、方铅矿、黄铜矿等；硅酸盐矿藏首要有钠闪石、钠铁闪石、黑云母、霓石等；铌(钽)矿藏有铌铁矿、锰铌铁矿；易解石类矿藏有烧绿石、钛铁-铌铁矿、包头矿、铌钙矿、褐铈铌矿、褐钇铌矿等；稀土矿藏以独居石、氟碳铈矿为主，其次有黄河矿、褐帘石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、铈磷灰石、大青山矿、碳铈钠矿等；铀(钍)矿藏有方钍石、钍石；含矿藏有烧绿石、β-钙菱矿、钙菱矿等；含矿藏有钛铁矿、铁锰矿和菱锰矿等。 矿石结构、结构杂乱，呈自形—半自形粒状晶质、他形晶镶嵌、告知剩余、花岗变晶、不等粒结构等。矿石结构为块状、浸染状、团块状、条带状、网脉状、斑杂状、角砾状、胶状和环带状等结构。 依其矿藏组成可分为细密块状磁铁矿，细密块状赤铁矿、白云石型磁铁矿、石英型磁铁矿、萤石型磁铁矿或赤铁矿、霓石型磁铁矿、云母型铁矿、角闪石型铁矿和菱铁矿矿石。 稀土类矿藏和含铌矿藏与铁矿伴生，稀土含量与铁矿档次呈负相关。在西矿及其围岩圈出348个铌矿体，其长500～600m，均匀厚80～88m，延深300～340m。 累计探明铁矿石储量(A+B+C+D级)14.67亿t，其间A+B+C级为8.83亿t，稀土氧化物8600万t，Nb２Ｏ５ 280万t，还伴(共)生有萤石、重晶石。 矿石均匀档次：TFe 33%～35%，F 0.4%～0.8%，S 1.2%～1.9%，P 0.4%～0.8%，Mn 0.6%～2%，Nb2O5 0.07%～0.28%，TR2O3 3%～6%。 白云鄂博主矿、东矿正在挖掘，规划露天矿规划1200万t/a。
内蒙古磁铁矿选矿工艺探讨
2019-01-25 15:50:18
王红梅 （山东金岭铁矿 选矿厂，山东 淄博 255080 ）摘 要：内蒙古磁铁矿矿石性质较复杂，含铁36.22%，含硫1.197%，磁铁矿嵌布粒度细，有害元素硫不易脱除，研究确定了先浮后磁的选矿工艺流程。采用反浮选脱硫，并通过试验确定了磨矿粒度-0.074mm90%、异戊黄药用量150g/t、2#油用量60g/t、矿浆pH值为5.5、硫酸铜用量400g/t的最佳选矿条件，验证试验表明，铁精矿品位可达64.81%，铁回收率72.82%，铁精矿含硫仅为0.415%。关键词：选矿工艺；磁铁矿；磨矿粒度；浮—磁联合流程中图分类号：TD951 文献标识码：B 文章编号：1004-4620（2004）05-0051-02 内蒙古磁铁矿为矽卡岩型矿石，主要有用矿物为磁铁矿，伴生矿物有黄铁矿、黄铜矿、磁黄铁矿等。脉石矿物主要是石英、方解石等.磁铁矿嵌布粒度细,有害杂质主要是硫。研究要求铁精矿含铁品位不低于64%，精矿含硫低于0.5%，同时探讨铜、钴回收价值。1 试样的制备及原矿化验指标 试验所用矿样最大矿石粒度150mm。将矿样破碎至2mm以下，用堆锥法混匀，用割环法缩分装袋，每袋1kg备用，原矿化验指标见表1。由表1可见，原矿中铜、钴品位均较低，目前尚无回收价值。表1 原矿化验指标 % FeSCuCoSiO236.221.1970.0420.009516.842 磨矿粒度试验 磨矿粒度试验采用φ240mm×200mm锥型球磨机，磨矿浓度68%，每次磨矿1kg。试验指标见图1。磨矿试验表明，该矿石硬度大，难磨。图1 磨矿粒度和时间的关系曲线 [next]
3 选矿方法探讨 首先采用最简单的磁选法进行试验。选定磁场强度为119×103A/m，选矿指标见表2。
表2 单一磁选法试验指标 % -0.074mm含量636873788896铁精矿品位57.6458.2158.4759.2161.4763.55精矿含硫0.8340.8410.8440.8370.8340.835
由表2可知，采用单一磁选法，脱硫效果极差，同时铁精矿品位也无法满足要求。为将铁精矿中的硫降到0.5%以下，最有效的方法是采用反浮选方法脱硫。决定采用先浮后磁联合流程，使用2#油作起泡剂，硫酸铜作活化剂，矿浆酸碱性及捕收剂种类通过试验确定。浮选试验采用3L浮选机，浮选流程为一粗一扫，粗扫选时间各为8min。除调整剂外，其它三种药剂分别在粗选和扫选作业中按2：1的比例添加， 浮选试验流程见图2。以下的浮选条件试验均采用此流程。图2 选矿试验工艺流程
3.1 确定捕收剂种类及矿浆酸碱性 采用黄药类药剂作捕收剂，分别用硫酸和石灰将矿浆调成酸性和碱性，固定黄药用量150g/t，2#油90g/t，硫酸铜600g/t，磨矿粒度90%，进行浮—磁选对比试验，指标见表3。
表3 不同捕收剂及pH值试验指标项目乙基黄药乙基黄药丁基黄药丁基黄药异戊黄药异戊黄药pH值6.08.56.08.56.08.5铁精品位/%63.1862.9164.4164.2564.3264.69精矿含硫/%0.650.750.550.720.490.71[next]
由表3可知，应在酸性条件下浮选即采用硫酸作调整剂，异戊黄药作捕收剂。3.2 确定最佳选矿条件 影响选矿指标的因素主要有：磨矿粒度、黄药用量、2#油用量、矿浆pH值及硫酸铜用量。3.2.1 磨矿粒度试验 固定黄药用量120g/t，2#油用量75g/t，pH值为6.0，硫酸铜用量600g/t，磨矿粒度试验指标见表4。
表4 磨矿粒度试验指标 % -0.074mm含量铁精产率铁精品位铁回收率FeS7543.1162.510.51574.408542.2863.540.50574.179041.2164.550.49873.449540.2164.520.49871.74
由表4可知，磨矿粒度选为-0.074mm含量90%最为适宜。 3.2.2 异戊基黄药用量试验 固定磨矿粒度90%，2#油用量75g/t，pH值为6.0，硫酸铜用量600g/t，异戊基黄药用量试验指标见表5。
表5 异戊基黄药用量试验指标 % 黄药用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS9041.8864.050.52574.0612041.2264.400.50273.3815041.0964.450.48773.1118040.6164.440.48972.25
试验结果表明，异戊基黄药用量选用150g/t最合适。[next]3.2.3 2#油用量试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，pH值为6，硫酸铜用量600g/t，2#油用量试验指标见表6。
表6 2#油用量试验指标 % 2#油用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS4542.1863.880.51874.396041.0964.510.46873.187540.5164.510.48872.159040.1164.520.48571.45
试验表明，2#油用量选用60g/t最合适。3.2.4 矿浆pH值试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，硫酸铜用量600g/t，矿浆pH值试验指标见表7。
表7 矿浆PH值试验指标 pH值铁精产率/%铁精品位/ %铁回收率/%FeS6.541.8864.100.51574.125.540.8764.590.46572.884.540.7764.430.47572.523.540.8964.350.48772.65
试验表明，矿浆pH值选用5.5最合适。3.2.5 硫酸铜用量试验 固定磨矿粒度90%，异戊基黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，矿浆pH值为5.5，硫酸铜用量试验指标见表8。[next]
表8 硫酸铜用量试验指标 % 硫酸铜用量/g.t-1铁精产率铁精品位铁回收率FeS20041.8664.110.51074.0940040.6964.780.42572.7760041.2164.560.46873.4580040.2164.550.48271.66
试验表明，硫酸铜用量选用400g/t最合适。3.3 验证试验 根据试验确定的最优方案，即磨矿粒度90%，异戊黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，pH值5.5，硫酸铜用量400g/t，进行验证试验，结果见表9。 验证试验中，铁精矿品位达到了64.81%，铁精矿中含硫降到了0.415%，铁回收率为72.82%。
表9 验证试验指标 % 名称产率品位回收率FeSFeS原矿10036.221.197100100铁精矿40.7064.810.41572.8214.11尾矿59.3016.601.73427.1885.89
4 结 论4.1 内蒙古磁铁矿选矿应采用浮—磁联合流程，首先进行反浮选脱硫，然后对浮选尾矿进行磁选。4.2 最佳选矿条件为磨矿粒度-0.074mm90%，异戊黄药用量150g/t，2#油用量60g/t，矿浆pH值5.5，硫酸铜用量400g/t。此条件下铁精矿品位可以达64.81%，铁精矿中硫含量可降为0.415%，铁回收率可达72.82%。4.3 内蒙古磁铁矿中铜、钴品位均较低，目前无回收价值。
内蒙古白云鄂博稀土共生矿
2019-02-11 14:05:44
一、概略
白云鄂博稀生矿坐落内蒙古境内。该矿床发现于1927年，1935年在铁矿石标本中找到了稀土矿藏。通过50年代的地质勘探和60年代的地质研讨标明：该矿床中的稀土储量居国际之首。
白云鄂博矿区1957年开端建造，1959年矿山为高炉直接供给富铁块矿炼铁。处理白云鄂博矿的包钢选矿厂1965年开端连续投入出产，其时的首要任务是从矿石中收回铁精矿，以满意包头钢铁公司出产钢铁之需。一起，选用摇床处理选程中的稀土泡沫，试出产含RE030%的低档次稀土精矿。1970年开端重选车间的规划，1974年重选车间正式投产。1978年开端规划一个处理重选精矿的浮选车间，1981年投人出产。现在，包钢选矿厂可一起出产含RE030%和含RE060%的两种稀土精矿，但收回率较低。1981年，包头钢铁公司决议选用从原矿开端用浮选法直接收回稀土精矿的浮选－选择性聚会选矿新工艺改造包钢选矿厂第二出产系列，以进步稀土的收回率。经1984年和1986年两次工业实验证明：在取得含RE030%和含RE060%的两种稀土精矿的条件下，稀土对原矿的总收回率可进步到45%以上。
二、矿石性质
白云鄂博稀生矿是国际上稀有的富含稀土、铁、铌、萤石的大型多金属矿。矿体中的铁是前寒武纪海相堆积的，在海西时期与黑云母花岗岩有关的很多的钠、氟、稀土、铌的热液堆叠其上，使原始堆积的铁矿遭受热液告知蚀变效果，构成堆积―热液告知的归纳性矿床。
参加白云鄂博矿的成矿元素约71种，矿区已发现的矿藏约125种，其间稀土矿藏约15种（表1）。矿石中约90%的稀土元素成独立矿藏形状存在，并以氟碳铈矿和独居石为主。依据矿体所在的地段不同，氟碳铈矿与独居石的份额在3∶1至1∶1规模动摇。因而，白云鄂博稀生矿，实际上是氟碳铈矿和独
居石混合矿。
表1 白云鄂博稀生矿中的稀土矿藏类 别矿藏称号成 分稀土钛铌酸盐铈褐钇钶矿（Ce，La，Nb，RE，Th）（Nb，Fe）O4单斜铈褐钇钶矿（Ce，RE）（Nb，Al）（O，OH）4钕褐钇钶矿（Nb，Ce，RE，Fe）（Nb，Ti）（O，OH）4单斜钕褐钇钶矿（Nb，Ce）NbO4铈铌易解石（Ce，Nb，La）（Nb，Ti，Fe3＋）2（O，OH）6钕铌易解石（Nb，Ce，Ca）（Nb，Ti，Al，Fe3＋）（O，OH）6钕易解石（Nb，Ce，Ca，Th）（Ti，Nb，Fe3＋）2（O，OH）6稀土氟碳酸盐钕氟碳钙铈矿（Nb，Ce）2Ca（CO3）3F2黄河矿Be（Ce，La，Nb）（CO3）3F氟碳铈矿BaCe2（CO3）5F2钕氟碳铈矿Ba3（Nb，Ce）2 （CO3）5F2中华铈矿Ba2（Ce，La，Nb）（CO3）3F钛硅酸盐铁钛石Ba（Fe，Mn）2Ti（O，OH，Cl）2（SiO7）包头矿Ba4（Ti，Nb，Fe）8O16（Si4O12）Cl磷酸碳酸盐大青山矿SrRE（PO4）（CO3）2
白云鄂博稀生矿中一种典型矿样的首要化学成分和矿藏成别离离列于表2和表3。
表2 白云鄂博稀生矿一种典型矿样的首要化学成分成 分TFeSFeFeOTR2O3FMnPTiO2BaO含量，%32.031.042.696.179.021.480.810.581.58成 分SiO2MgOSAl2O3CaOK2ONa2ONb2O5Th含量，%10.222.570.872.6816.210.570.520.120.0304
表3 白云鄂博稀生矿一种典型矿样的首要矿藏成分矿藏品种铁 矿 物 类矿藏称号磁铁矿半假象赤铁矿假象赤铁矿原生赤铁矿褐铁矿其它铁矿藏合 计含量，%6.278.4916.607.075.450.5444.51占有率，%14.0919.0737.2915.8812.451.25100.00矿藏品种萤石、稀土、碳酸盐、硫酸盐矿藏类矿藏称号萤 石氟碳铈矿独居石重晶石白云石、方解石其他矿藏合 计含量，%16.009.002.002.003.003.4935.49占有率，%45.0825.365.645.648.459.83100.00
矿藏品种含铁硅酸盐和硅酸盐矿藏类矿藏称号钠辉石、钠闪石云 母石 英合 计含量，%15.003.002.0020.00占有率，%75.0015.0010.00100.00
对白云鄂博稀生矿中的稀土矿藏的粒度测定（表4）标明：矿石中两种首要的稀土矿藏－氟碳铈矿、独居石的结晶粒度都比较细，在－0.04毫米粒级中上述两种稀土矿藏量占52.94%。不同磨矿细度与稀土矿藏单体解离度的联系（表5)标明：矿石中稀土矿藏与铁矿藏和萤石共生联系十分严密；当磨矿细度到达－325目95%时，稀土矿藏的单体解离度才到达90.10%。
表4 白云鄂博稀生矿中首要稀土矿藏的粒度矿藏称号氟碳铈矿独居石粒级，mm＋0.0770.077～0.040.04～0.02－0.02＋0.0770.077～0.040.04～0.02－0.02含量，%21.2025.8624.2828.6635.1023.0713.6228.21
表5 不同磨矿细度与稀土矿藏单体解离度的联系磨矿细度单体稀土矿藏含量%与其他矿藏连生的稀土矿藏含量，%总计含量，%与萤石与铁矿藏与霓石、云母、闪石与其他脉石75%－200目
85%－200目
95%－200目
95%－270目
95%－325目63.42
69.97
75.95
84.87
90.1012.12
11.61
8.13
5.45
4.0318.97
14.78
12.67
8.89
5.380.86
0.72
0.40
0.13
0.034.63
2.92
2.85
0.66
0.46100.00
100.00
100.00
100.00
100.00
三、包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮选－重选－浮选流程及目标
包钢选矿厂至今仍是一个以收回铁精矿为主的选厂。从矿山运至选矿厂的－200毫米的原矿，经两段破碎至－25毫米送进磨选车间，经一段棒磨、两段球磨与分级闭路，磨至－200目85%～90%，别离选用两种不同的准则流程进行分选。流程I∶先选用弱磁选取得磁铁矿精矿，随后进行部分萤石浮选，再进行稀士粗选和精选，取得含RE015%～17%的稀土泡沫送重选车间处理，稀土粗选尾矿与精选中矿兼并送选铁作业；流程Ⅱ∶为了下降铁精矿中的氟、磷含量，先选用浮选法浮出部分萤石之后，再进行稀土粗选和精选，取得含RE015%～17%的稀土泡沫送重选车间，稀土粗选尾矿与稀土精选中矿兼并送去选铁作业。
全厂各系列的稀土泡沫均会集浓缩后送重选车间处理，粗选摇床和扫选摇床的精矿兼并，送稀土浮选车间处理，扫选摇床的中矿经浓缩后，送浮选车间的扫选作业处理。重选稀土精矿经浮选车间选别后，别离取得含RE060%的稀土精矿和含REO30%的稀土次精矿。包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮选－重选－浮选工艺流程示于图1。
图1 包钢选矿厂收回稀土矿藏的浮－重－浮选工艺流程
选程中稀土浮选的药剂准则列于表6、用重选稀土精矿作质料别离选得含REO60%的稀土精矿和含RE030%的稀土次精矿的浮选药剂准则列于表7。
表6 选程中稀土浮选药剂准则药剂称号水玻璃氧化白腊皂用量，g/t原矿300～400850～1000250～400
表7 重选稀土精矿再浮选药剂准则药剂称号碳酸钠水玻璃钠环烷羟肟酸用量，g/t重选精矿800～10008700～90001200～13001650～1800
浮选－重选－浮选流程各选别作业的稀土选矿目标别离列于表8、表9和表10。
表8 稀土浮选泡沫选别目标原矿档次，REO %稀土泡沫档次，REO %稀土收回率（对原矿），%4.5～6.515～2020～30
表9 稀土重选精矿选别目标给矿档次（稀土泡沫）
REO %重选稀土精矿
REO %稀土收回率（对给矿），%15～2030～3530～40
表10 重选稀土精矿再浮选的选别目标给矿档次（重选稀土精矿），REO%稀土精矿稀土次精矿档次，REO %收回率（对给矿），%档次，REO %收回率（对给矿），%30～3555～6050～6030～3525～30
稀土重选－浮选车间首要设备一览表列于表11。
表11 稀土重选－浮选车间首要设备一览表设备称号及规格台 件TNB－ф30m浓缩机2 TNZ－ф9m浓缩机2TNZ－ф12m浓缩机1TNZ－ф6m浓缩机28SH砂泵44PNJ砂泵132PNJ砂泵72.5PNJ砂泵5刻槽摇床60ф1×lm拌和槽4ф1.5×l.5m拌和槽3XJK0.62浮选机9XJK0.35浮选机16XJK0.23浮选机4XJK0.13浮选机1010米3折带式过趁机3
四、归纳收回稀土和铁矿藏的浮选－选择性聚会选矿流程及工业实验目标
浮选－选择性聚会选矿流程是在总结国内外研讨工作基础上，针对白云鄂博稀生矿的特色新近拟定的。原矿磨至95%－200目，用碳酸钠、水玻璃，氧化白腊皂进行稀土、蜚石混合浮选，使其与铁和含铁硅酸盐矿藏别离；稀土、萤石混合浮选泡沫经水洗、浓缩脱药，用碳酸钠、水玻璃、钠、C5～9羚肟酸铵组合药剂优先浮选稀土矿藏，使之与萤石、重晶石、方解石等矿藏别离；别离后的稀土粗精矿，再经脱泥、脱药和用碳酸钠、水玻璃、钠、C5～9，羟肟酸精选，别离取得含RE060% 的稀土精矿和含RE030%的稀土次精矿，稀土的总收回率45%以上；稀土、萤石混合浮选的尾矿，在、水玻璃介质中细磨至－400目97%，使用矿石自身含有的细粒磁铁矿选择性聚会赤铁矿的新技术，经四次脱泥使其与含铁硅酸盐矿藏别离而取得含铁61%、含氟0．45%，铁收回率80%以上的选别目标。
浮选－选择性聚会选矿工艺流程示于图2。工艺流程的药剂准则及用量列于表12。工业实验的选别目标列于表13。
图2 浮选－选择性聚会选矿工艺流程
表12 浮选－选择性聚会选矿流程药剂准则及用量选别作业药剂称号用量，g/t原矿稀土，萤石混合浮选Na2CO31980Na2SiO31044氧化白腊皂1086稀土别离及精选Na2CO3355Na2SiO34729Na2SiF62123C5～9羟肟酸胺499C5～9羟肟酸162选择性聚会选铁NaOH1538Na2SiO32883
表13 浮选－选择性聚会选矿流程工艺实验目标年份原矿档次，%稀土精矿稀土次精矿铁精矿FeREOF档次REO%收回率
%档次REO%收回率
%档次，%收回率
%FeF198432.205.808.1261.1434.6933.4834.8661.870.4383.30198632.255.637.9260.4922.1337.2926.3161.380.4680.83
内蒙古阿拉善右旗镍钴矿选冶试验研究报告
2019-02-12 10:08:06
陈述称号： 内蒙古阿拉善右旗镍钴矿选冶实验研讨陈述陈述格局： word完结时刻： 2007年7月 发布人： 郭常青辅导专家： 黄开国 龚美菱项目负责人：李锡会陈述页数： 前语始共8页陈述简介：前语：
受内蒙古XXX公司的托付，西安天宙矿业科技开发有限公司于2007年8月2日至9月5日，对内蒙古阿拉善右旗镍钴矿进行了选冶实验研讨，意图是为该镍钴矿床的开发利用供给科学依据。
托付方送来实验样品两件，其间1＃镍钴矿石为含磁铁蛇纹岩（蛇纹石化含磁铁含辉橄榄岩），均由原岩橄榄石，普通辉石次变分化产品，一起有少数粉末状磁铁矿分出，分布蛇纹石集合体中，纤维蛇纹石显微纤维状集合体不规则脉状。含磁铁蛇纹岩型镍黄铁矿矿石，告知橄榄石呈孤岛状、告知完全构成网格状、棋盘状。蛇纹岩矿石类型未见含镍的硫化物，该矿石原矿档次极低，矿石中Ni 0.20%、Co 0.011%、S 0.064%。另一件2＃镍钴矿石为含磁铁蛇纹岩型镍黄铁矿矿石（蛇纹石化斜方辉石橄榄岩型镍黄铁矿矿石），蛇纹石由叶片状、纤维状蛇纹石集合体组成，告知橄榄石呈孤岛状，告知完全构成网格状。镍黄铁矿半白形、他形细粒，单个呈浑圆熔离颗粒，蛇纹岩矿石类型镍的硫化物含量低。首要矿藏镍钴硫的档次偏低，原矿档次Ni 0.20％、Co 0.011％、S 3.04％。
依据该矿的矿石特色，分别对1＃、2＃镍钴矿石进行了实验研讨。选用惯例物理选矿办法对镍钴金属进行富集，经实验研讨物理选矿办法无法将镍钴金属富集，因此选用化学（水冶）选矿办法，对镍钴金属进行收回。实验研讨证明：硫酸和浸出镍钴矿石均取得较高的浸出率， 1＃镍钴矿Ni 浸出率81.84%、Co浸出率71.79%，化学硫化镍钴精矿档次Ni 15.14%、Co 0.73%，金属总收回率Ni 70%、Co 60%、Mg 50%；2＃镍钴矿Ni浸出率79.97%、Co浸出率68.26%，化学硫化镍钴精矿档次Ni 15.14%、Co 0.73%，金属总收回率Ni 69.31%，Co 58.55%，Mg 50%。通过实验，断定该镍钴矿选用浸出镍钴矿-中和水免除铁-硫化沉积镍钴-碳化沉积镁的工艺流程，较为适合。
定论：
1、依据该镍钴矿矿石特色选用惯例物理选矿办法使镍钴金属无法富集，也无法得到合格产品。
2、针对该镍钴矿特性，做了很多的选冶工艺科学研讨，终究挑选化学（水冶）选冶工艺流程使该镍钴矿床妙手回春。
3、该镍钴矿石通过化学（水冶）选矿工艺流程实验，1＃镍钴矿中镍的浸出率81.84%，钴浸出率71.79%，镁浸出率55.33%；2＃镍钴矿中镍的浸出率79.97%，钴浸出率68.26%，镁浸出率57.48%。
4、终究产品化学硫化镍钴精矿：镍档次15.14%，钴档次0.73%。化学菱镁矿粉：含镁20%（氧化镁MgO≥33%）。或化学氧化镁55.65。5、本实验生产工艺为硫酸和浸出镍钴矿，硫酸浸出率1＃矿石镍为81.84%，钴为71.79%，2＃矿石镍为79.97%，钴为68.26%。仅有缺乏的是在后边工序，净化除铁和硫化沉积镍钴时溶液发粘，弄清、过滤速度慢，生产中不易选用。溶液浸出率比硫酸溶液浸出率略高，净化除铁，硫化沉积镍钴易于进行。该镍钴矿石主张选用：浸出镍钴矿-中和水免除铁-硫化沉积镍钴-碳化沉积镁的工艺流程。该工艺技术先进、牢靠、经济上合理，适合处理多金属共生矿，利于归纳收回低档次有色金属，是充分利用矿产资源的较好工艺。
内蒙古成功研究出从粉煤灰中提取氧化铝的新技术
2019-03-14 10:38:21
一项粉煤灰综合使用出产氧化铝联产活性硅酸钙的技能成果日前顺畅通过了内蒙古自治区科技厅安排的专家判定。这项技能拓荒了使用高铝粉煤灰出产氧化铝的新途径，有利于缓解我国铝土矿资源缺少问题。 粉煤灰综合使用技能由大唐国际与清华大学协作研制，以大唐托克托电厂烟囱烟气中搜集下来的粉煤灰和渣为主要原料，在提取氧化铝的一起，联产活性硅酸钙，渣可用于出产水泥熟料。据了解，该技能中使用渣处理硅酸钙的新工艺，与我国传统氧化铝出产工艺比较，避免了赤泥的很多排放，可解决占地和环境污染问题。
现在大唐托克托电厂使用粉煤灰综合使用技能已建成年产3000吨的氧化铝演示工厂，从工厂工作状况看该技能老练牢靠，产品契合国家质量标准。
记者了解到，现在我国铝土矿资源量仅21亿吨，人均占有量远低于国际平均水平，铝工业开展与铝土矿资源缺少的对立日益突出。有关专家表明，使用氧化铝含量到达40%的粉煤灰出产氧化铝将缓解这个对立，为我国有色金属职业的久远开展供给资源保证。
硅锰
2017-06-06 17:50:07
硅锰（1）概念：硅锰合金是由锰、硅、铁及少量碳和其它元素组成的合金，是一种用途较广、
产量
较大的铁合金。硅锰合金是炼钢常用的复合脱氧剂，又是生产中，低碳锰铁和电硅热法生产
金属
锰的还原剂。硅锰合金可在大、中、小型矿热炉内采取连续式操作进行冶炼。（2）硅锰在国内西南地区较多，云南、贵州、广西、湖南。生产硅锰合金的原料有锰矿、富锰渣、硅石、焦炭等。（3）常见牌号：FeMn68Si18 FeMn65Si17 FeMn60Si14（4）原料：锰矿、富锰渣、焦炭、硅石、石灰等.1、硅锰合金的用途：硅锰合金主要是作为钢铁生产的脱氧剂和合金剂的中间料，同时也是中低碳锰铁生产的主要原料2、硅锰合金的生产方法：硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。3、硅锰合金性能：块状、有银光泽、比重6.0-6.4。锰矿： 储量主要集中在南非、莫桑比克、澳大利亚、俄罗斯、缅甸、加蓬等国，我国的锰矿产地是辽宁、湖南、四川、广西等地区，但是因为品位低，所以每年需要从国外进口大量高品位锰矿搭配使用。（5）炉锰矿石品位应在30％以上，国内都是贫锰矿，需进口一些富锰矿（大于30％）主要从巴西、加蓬、澳大利亚等国家。据不完全统计，锰矿品位每降低1％，硅锰合金电耗升高135KWh。尽可能提高入炉锰矿石的品位，是提高锰回收率、降低电耗，改善其他各项指标的重要手段。 对于硅石的要求：SiO2>97%,P2O5<0.02%,粒度10-40mm,不带泥土及杂物。 对于焦炭的要求：固定碳>84％，灰分<;14％，焦炭粒度，一般中小电炉使用3-13mm，大电炉使用5-25mm。 锰硅合金按锰、硅及其杂质含量的不同，分为8个牌号，其化学成分如下表：牌号 化学成份 /%Mn Si C P SⅠ Ⅱ Ⅲ ≤FeMn64Si27 60.0～67.0 25.0～28.0 0.5 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn67Si23 63.0～70.0 22.0～25.0 0.7 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si22 65.0～72.0 20.0～23.0 1.2 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si23 60.0～67.0 20.0～25.0 1.2 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si18 65.0～72.0 17.0～22.0 1.8 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si18 60.0～67.0 17.0～20.0 1.8 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn68Si16 65.0～72.0 14.0～17.0 2.5 0.10 0.15 0.25 0.04FeMn64Si16 60.0～67.0 14.0～17.0 2.5 0.20 0.25 0.30 0.05更多有关硅锰信息请详见于上海
有色金属
网
硅锰
2017-06-06 17:50:02
硅锰，即硅锰合金，是由锰、硅、铁及少量碳和其它元素组成的合金，是一种用途较广、
产量
较大的铁合金。硅锰合金呈块状，有银色光泽，比重在6.0—6.4之间，是生产中，低碳锰铁和电硅热法生产
金属
锰的还原剂，又是炼钢常用的复合脱氧剂。硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。常见牌号：FeMn68Si18 FeMn65Si17 FeMn60Si14。生产硅锰合金的原料有锰矿、富锰渣、硅石、焦炭等。硅锰在国内西南地区较多，如云南、贵州、广西、湖南。
硅锰生产方法
2018-12-11 16:09:25
硅锰合金都是在矿热炉中用炭同时还原锰矿石（包括富锰渣）和硅石中的氧化锰和二氧化硅而炼制生产的。
硅锰合金生产中入炉锰矿的优化搭配
2018-12-12 09:37:10
本文通过对以往配矿思路的缺陷分析，引入炉料含锰的概念和配矿思路，相应补充和推导部分配矿参数，浅谈了这些参数的应用方法及步骤，以达到合理配矿和优化配比的目的及效果。
长时间以来，对锰硅合金入炉锰矿石的优劣评价和搭配思路，与冶炼高碳锰铁的用、配矿相类似，即为满足所炼产品的质量要求而严格控制入炉矿石的锰铁比和磷锰比。在合理搭配矿石来改善生产的技术经济指标上，基本遵循矿石锰含量高则技术经济指标好的思路，对提高入炉锰矿石的品位非常注重，相反对矿石所含的炉渣成分(SiO2、Al2O3、CaO、MgO)考虑较少或只有定性而无定量的考虑。这势必会产生以下问题：
1）入炉矿石锰含量高，而矿石所含SiO2低时，为满足产品硅含量的质量要求或工艺规律，必须配加的硅石也多。
2）入炉矿石的锰含量高，而造渣物质的含量不理想，配人的熔剂（白云石）以及上述的硅石等辅助原料多，不仅会改变炉内反应的热力学条件，而且会增大渣量或渣比，导致冶炼的单位电耗上升，不利于指标改善。
3）追求矿石锰品位，忽视了矿石所含对于锰硅合金冶炼有用的成分，导致部分锰品位偏低而综合成分较适于该品种冶炼的锰矿石得不到利用，浪费了锰矿资源。
1 入炉锰矿石的合理搭配
从以上分析可知，以矿石锰含量高低作为锰硅合金入炉锰矿石优劣评价和在矿石搭配上追求入炉矿石锰含量是不全面的，也不尽合理和科学。要达到合理搭配锰硅合金入炉锰矿石的目的，除了注重锰矿这一重要品位指标外，更为重要的是确立以炉料含锰量来评价和搭配锰矿石，且分析预测其经济效果，确定最佳矿石配比的配矿思路。
1、1炉料含锰的概念、含义及相关系数推导
所谓炉料含锰量就是包括入炉料比中的还原剂、附加硅石、熔剂、添加剂等在内的锰含量，可用下式表达：
Mn料=100×Mn矿／(100＋A＋B＋C) （1）
式中，Mn料—入炉炉料含锰量，％；
Mn矿—入炉锰矿石含锰量，％；
A—以100kg入炉矿石所算料比需补充的硅石量，kg；
B—以100kg入炉矿石所算料比需补充的熔剂量，kg；
C—以100kg入炉矿石所算料比的焦炭量，kg。
从（1）式可看出，即使入炉矿石锰含量高，如果补充配入的硅石、白云石等辅料多，说明该炉料入炉锰含量并不高，必将影响冶炼效果。相反矿石锰含量适当，矿石所含SiO2、Al2O3、CaO、MgO等合理，不需补充或少量补充硅石、白云石等辅料，表明入炉炉料含锰量高。炉料含锰量高，不仅说明矿石锰品位高，而且弥补了前述以矿石锰品位评价的不足，还表明入炉原料的有用成分多，成渣和无用成分少，渣比下降，电能利用率和合金有用元素的收得率相应提高，单位功率和时间内电炉熔化和还原的炉料多，生产效率和冶炼的技术经济指标也就相应改善。因此，在搭配锰硅合金入炉锰矿石上，不只是考虑产品质量要求和矿石锰含量高低的问题，更重要的是从利于工艺控制、炉况顺行和生产稳定，以及能改善综合技术经济指标的角度出发，以炉料含锰量的高低作为入炉锰矿石选择搭配的依据。
依据以上分析和以炉料含锰配矿的思路要求，我们在锰硅合金入炉硅石的选择搭配上，除了根据所炼产品的质量要求，充分利用锰铁比、磷锰比和硫含量控制值等常规参数外，还根据锰硅合金冶炼的特点，补充了SiO2/Mn、(CaO＋MgO)/Mn、Al2O3/Mn等计算参数。
1.1.1锰铁比、磷锰比及硫含量
锰铁比、磷锰比分别是指锰矿石的锰、铁、磷三种元素含量的比值。根据资料〔1〕，锰铁比、磷锰比的控制可用以下公式计算：
Mn矿／Fe矿≥[Mn]×ηFe／[Fe]×ηMn （2）
P矿／Mn矿≤[P]×ηMn／[Mn]×ηP （3）
式中，Mn矿、Fe矿、P矿—分别表示入炉锰矿石中的锰、铁、磷含量，％；[Mn]、[Fe]、[P]—分别表示所炼产品牌号的锰、铁、磷含量要求，％；
ηMn、ηFe、ηP—分别表示锰、铁、磷入合金率，％。
在锰铁合金的冶炼中，硫元素入合金的比率不到1％，且还原剂带入的硫量占炉料总硫量的比例较大，故对矿石的含硫量一般不作具体要求。
1.1.2 SiO2矿／Mn矿(CaO＋MgO)矿／Mn矿
依据（1）式可知，当补充配入硅石和熔剂最少（即A、B都等于零），而含锰量最高的矿石，才是最理想的入炉锰矿石，即炉料含锰最高。根据锰硅合金冶炼中锰、硅、铁
等元素的主要还原反应可推导出如下参数式（均以100kg入炉锰矿石为基准）：
合金产量G=Mn矿×ηMn／[Mn] （4）
硅石配比A={（G×[Si]×60／28）/ηSi－SiO2矿－C×SiO2焦／SiO2石 （5）
熔剂配比B={（G×[Si]×60／28）×（ηSi渣／ηSi）×R－（CaO＋MgO）矿－C×（CaO＋MgO）焦／（CaO＋MgO）熔剂 （6）
式中，[Si]—表示所炼产品牌号的硅含量要求，％；
ηSi、ηSi渣—分别表示硅入合金和入渣的比率，％；
SiO2矿、SiO2焦、SiO2石—分别表示矿石、焦炭和硅石的二氧化硅含量，％；
（CaO＋MgO）矿、（CaO＋MgO)焦、（CaO＋MgO）熔—分别表示矿石、焦炭、熔剂的氧化钙和氧化镁含量，％；
R—表示炉渣碱度，一般控制在06～08之间。其余与（1）、（2）、（3）式相同。
根据国内铁合金生产所用还原剂焦炭化学成分的普遍情况，焦炭带入的SiO2、Al2O3、CaO、MgO主要来源于灰分，其数量相对较少，含量比例类似或接近该品种冶炼
的炉渣成分。因而可将（5）、（6）两式中焦炭带入部分忽略不计。
通过前述的假设（A=0和B=0），将（4）式分别代入（5）、（6）两式整理得：
SiO2矿／Mn矿=214×（[Si]×ηMn）／（[Mn]×ηSi） （7）
（CaO＋MgO)矿／Mn矿=214×（[Si]×ηMn×ηSi渣×R）／（[Mn]×ηSi） （8）
1.1.3 Al2O3矿／Mn矿
在锰硅合金冶炼中，进入炉内的Al2O3一般不被还原，也不会挥发，几乎全部入渣。且因Al2O3属中性氧化物，对炉渣的熔点、流动性，以及锰、硅二元素在炉渣金属液相
间的分配和回收率，都有较大的影响和作用，是决定炉渣性质，影响渣比及锰硅合金技术经济指标的主要因素。为此用低Al2O3矿石，造高Al2O3炉渣，一直是科技人员长期研究
的课题和目标。然而实践证明，由于工艺、设备参数和所炼牌号的炉温区别，渣中Al2O3含量也不尽一致。因而在实际生产当中，要结合实际情况来确定炉渣的渣型和渣中
Al2O3的含量。
通过锰硅合金炉渣的普遍物质组元和上述定义可得出：
Al2O3入渣／（SiO2入渣＋CaO入渣＋MgO入渣）≤（Al2O3）／[（SiO2）＋（CaO）＋（MgO）] （9）
通过代入和整理可得到：
Al2O3矿／Mn矿≤214×{[Si]×ηMn×ηSi渣×（Al2O3）×（1＋R）／{[Mn]×ηSi×[（SiO2）＋（CaO）＋（MgO）] （10）
式中,Al2O3入渣、Al2O3矿、（Al2O3）—分别表示Al2O3入渣量和在锰矿石、炉渣中的含量;
SiO2入渣、（SiO2）—分别表示SiO2入渣量和在炉渣中的含量;
CaO入渣、（CaO）—分别表示CaO入渣量和在炉渣中的含量；
MgO入渣、（MgO）—分别表示MgO入渣量和在炉渣中的含量；从上几式可知，对入炉锰矿石的锰铁比、磷锰比、硅锰比、铝锰比以及（CaO＋MgO）／Mn的具体要求，都与所炼产品的化学成分和各元素入合金的比率有关，而元素入合金率又受渣型、还原剂、炉型及设备参数等因素的影响。因此，上述参数的计算，要综合产品质量、原料条件、矿热炉特性和炉渣渣型的选择来确定。
2 参数的应用
利用上述参数计算式，可确定入炉锰矿石的最佳工艺配比，达到合理配矿和改善指标的目的，其具体步骤如下：
1）根据所炼品种牌号的化学成分要求，矿热炉特性、回收率、入渣率、挥发率和适宜渣型等条件，代入上述公式计算出该品种牌号的理想配矿参数值。
2）根据锰矿石的化学成分，初步确定出若干满足锰铁比、磷锰比要求的矿石配比。
3）计算出上述各配比混合矿的硅锰比、铝锰比及（CaO＋MgO）／Mn等的比值，与第一步算出的理想参数值进行比较，得出与各理论参数值最为接近的几个配矿比例，并计算出各配比的炉料含锰量，以最高炉料含锰量的锰矿搭配比例为最佳工艺配比。由该比例构成的入炉料，在实际冶炼过程中，工艺易于控制，炉况较为稳定，炉渣渣型合理，且渣铁比较小，生产的技术经济指标比较理想。
3 选择确定最经济的配矿方案
前已说明，合理搭配矿石的目的，不只是为稳定生产出合格产品和获取较好技术指标，更为重要的是充分利用锰矿资源，用最低的原料成本，创造较好的经济效益，也就是选择最经济的配矿方案。
根据单位重量锰矿石所产铁合金量、辅配料比及各矿石原料的价格，其单位原料成本可按如下公式计算：
吨混合矿成本=ΣXiJi （11）
吨矿石所配辅料成本=A×JA＋B×JB＋C×JC （12）
吨混合矿的锰含量Mn矿=ΣXi×Mn矿i （13）
吨矿合金产量（吨）=Mn矿×ηMn/[Mn] （14）
综合整理得：
单位原料成本=[Mn]×（ΣXiJi＋A×JA＋B×JB＋C×JC）／（ηMn×ΣXi×Mn矿i） （15）
式中,Xi—第i种锰矿石的搭配比例，％,i为自定序号；
Ji—第i种锰矿石的单位价格，元／吨；
JA、JB、JC—分别为硅石、熔剂、焦炭的单位价格，元／吨；
Mn矿i—第i种锰矿石的含锰量，％；
A、B、C—分别为1吨入炉锰矿石所需配入的硅石、熔剂、焦炭量，吨；
其余与前面公式相同。
利用前述得出的最接近各理论配矿参数的矿石配比，通过（15）式进行单位原料成本的预算，以成本最低的方案用于实际生产，即是最经济的配矿方案。
内蒙古锌焙砂
