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内蒙古锌焙砂场

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内蒙古锌焙砂场百科

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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。

乌场钛矿

2019-02-19 09:09:04

一、概略 乌场钛矿坐落我国海南岛境内,是我国海边砂矿首要的出产厂矿之一。该矿所挖掘的矿区,储量大,挖掘条件较好。采选厂工艺技能水平及配备在我国海边砂矿出产厂矿中居领先地位;精选厂工艺流程和设备也比较完善,归纳收回作用较好。 该矿于1958年开端地质普查作业,1959年完结地质勘探,一起开端了土法挖掘。从1965年开端筹建公营矿山,至l950年末建成了精选厂;1971年精选厂扩建;1967平建成了水采一跳汰工艺的采选厂,未能正式投产使用;且78年开端选用推上机合作水挖掘,10.10厘米(4英寸)砂泵运送,摇床选别出产。1982年正式开端选用干采,干运及以圆锥选矿机为主体选别设备的移动式采选联合设备进行出产至今。 二、地质概略及矿石性质 乌场钛矿现在挖掘矿区属保定矿区,矿床坐落大塘岭至牛庙岭之间,是一个滨海岸线散布的含钛铁矿及锆英石为主并伴生有多种有价矿藏的归纳性海边砂矿矿床。矿区火成岩出露较少,属海边地貌,笫四纪地质以海相沉积为主。矿体全长18公里,均匀宽度230米,海平面以上矿体均匀厚度9.5米。矿体出露地表,呈砂堤状,无覆盖层。矿石粒度均匀松懈,含泥量少,挖掘条件较好。 矿石中有用矿藏以钛铁矿及锆英石为主,两者赋存量份额为钛铁矿∶锆英石10~19∶1。除首要有用矿藏外,还伴生有独居石、金红石、锡石、磁铁矿及微量黄金等多种有价矿藏可归纳收回。脉石矿藏以石英为主,其他为少数长石、云母,其总量占原矿总矿藏量的97%左右。因为矿石粒度均匀,无卵石,粗粒及细泥含量均较少,有用矿藏绝大部分呈单体存在,并且有用矿藏与脉石矿藏间有显着的密度差,故可选性较好。该矿区的原矿多项分析、筛分分析及矿藏量分析别离见表1、表2、表3。表1  原矿多项分析成果表项目称号SiO2Fe2O3Al2O3CaOMgOVP2O5MnTR2O3TiO2ZrO2Ta2O5Nb2O3含量,%81.061.142.201.131.070.00320.1990.0390.0361.010.0880.00160.0033 表2  原矿筛分分析表粒度mm分量,%档次,%占有率,%单个累积TiO2ZrO2TiO2ZrO2单个累积单个累积1.002.650.0730.00650.130.160.87.269.910.0720.00590.490.670.390.550.6313.5523.460.0440.00630.561.230.771.320.511.5435.000.0580.00630.631.860.661.980.416.1351.130.0840.00611.283.140.892.870.320.7471.870.120.00762.345.481.424.290.217.6289.490.440.0117.3012.781.756.040.167.1696.654.400.1429.6742.459.0515.090.102.6999.3419.902.0650.4292.8750.0465.130.080.3899.7217.839.346.3899.2532.0097.19-0.080.281002.831.110.751002.81100算计1001.0620.11100表3  原矿矿藏量分析表矿藏称号含量,%矿藏称号含量,%钛铁矿1.5028磁铁矿0.0338锐钛矿金红石0.0231褐铁矿0.0189白钛矿0.0514铁铝榴石0.0290榍石0.0318钙铝榴石0.0086锆英石0.1253尖晶石0.0118独居石0.0314绿帘石  十字石0.0360钍石0.003黄玉  蓝晶石0.0063磷钇矿0.008角闪石、电气石0.7739锡石0.0004石英、长石、方解石97.1200赤铁矿0.1946算计100.00 三、采选工艺流程及技能经济目标 (一)采选厂 乌场钛矿采选厂是选用一整套移动式采选联合设备进行出产的。全套设备于1981年建成,1982年投产。整套设备由采运体系、储矿给矿缓冲体系及移动选厂三个部份组成。 采矿选用69-4型斗轮式挖掘机进行干采,采矿工艺简略,作业接连,回采率高,操控便利,出产成本低。采矿方法选用前端式作业面法,采掘面宽度为15米,出产才能100吨/时,斗轮直径1.6米,9个挖斗,每个斗容积为11升,斗轮挖掘机总装机功率为33千瓦,总重13吨。采矿单位电耗为0.25千瓦·时∕吨·原矿,约为水采的 。 采出矿经斗轮挖掘机排料皮带运送机给到两台长45米的移动式皮带运送机进行接连运送。斗轮机与两台45米皮带运送机合作,每个采矿周期采幅可选宽15米,长200米。在此周期内,矿仓及选厂无需移动。依挖掘厚度而异,每周期可采矿景约2850米。 移动式矿仓由进料皮带运送机、矿仓、圆盘给矿机及履带式移动设备等组成。45米皮带运送机米矿,经矿仓入料皮带运送机给入容积为55米3矿仓,其缓冲才能为55分钟。在矿仓底部装有φ2米圆盘给矿机一台,用于操控给矿量。矿仓至移动选厂的排矿皮带运送机上装有DZB-2A型电子皮带秤进行矿量的检测及记载。 矿仓排矿送到移动选厂进跋涉别。移动选厂为电机驱动履带式自行移动。选厂底盘面积为宽5米,长8米。总高度11米,总分量约26吨,行走速度0.9公里/时。定位作业时,有四个辅佐支撑脚固定。移动选厂分上,下两层,基层为一高两米的作业间,内装驾驶台,砂泵、电器操控等设备;上层为一露天渠道,装有斜面冲击筛、圆锥选矿机、螺旋溜槽及矿浆浓度测定仪等设备。圆锥选矿机本机附有四层操作渠道,螺旋溜槽设有两层作业渠道。 干矿当选厂,首要加水构成高浓度矿浆,矿浆浓度为70%~72%。矿浆自流到一台五联500×1000毫米的斜面冲击筛进行筛分,+1.2毫米筛上产品包含粗砂、贝壳及杂草等异物作尾矿丢掉,-1.2毫米筛下产品由一台6.35厘米(2英寸)PS砂泵扬送至圆锥选矿机进行粗选。在圆锥选矿机给矿管上装有QN-I型浓度计,进行浓度检测及记载。原矿经圆锥选矿机粗选丢掉尾矿,选用砂泵扬送到采空区复砂堤;中矿回来至本机二段选别再选;精矿送至螺旋溜槽进行精选。螺旋溜槽精选分两段进行。一段精选螺旋溜槽精矿给二段螺旋溜槽精选;中矿回来至圆锥选矿机再选,尾矿抛弃。二段精选螺旋溜槽精矿为采选厂终究精矿;中矿回来至本段螺旋溜槽给矿再选;尾矿返至一段精选螺旋溜槽再选。采选厂全景、移动选厂表面、设备联络图及圆锥选矿机内部流程图别离见图1、图2、图3,图4,所用设备见表4。图1  采选厂全景图图2  移动选厂外观图图4  圆锥选矿机内部流程图 表4  采选新工艺设备表序号设备称号规格型号单位数量功率kW1斗轮挖掘机69  4台1252移动式皮带运送机L45m,B0.5m台27.53皮带运送机L20m,B0.5m台17.04移动矿仓55m台15圆盘给矿机φ2m台1136皮带运送机L15m,B0.5m台14.57电子皮带秤DZCB-2A台18造浆斗台19斜面冲击筛560×1000mm个12.910原矿砂泵-PS台122.911浓度计QN-1台112圆锥选矿机2米7层台113扇形溜槽940×290mm台1214圆锥精矿泵-PS台113.015圆锥中矿泵-PS台122.016圆锥尾矿泵-PS台122.017螺旋溜槽分浆斗个118一次精选螺旋溜槽φ900  4节4头台319砂泵1PN台13.020二次精选螺旋溜槽φ900  4头4节台1    移动选矿厂工业实验、试出产及1982~1986年出产技能目标见表5。采选厂电耗:1.79~3.52千瓦·时/吨·原矿;水耗:1.5~2.0吨∕吨·原矿。 表5  移动选矿厂出产技能目标表时期精矿 产率,%档次,%收回率,%原矿精矿尾矿精矿尾矿TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2TiO2ZrO2工业 实验1.6500.730.07837.204.170.0120.009584.2088.2615.8011.74试出产1.3191.010.12333.603.850.1840.013382.2177.2817.7922.721982年1.03--33.25---71.79---1983年1.11--34.72---68.17---1984年1.24--36.11---73.15---1985年1.47--37.55---78.13-―-1986年1.46--37.18---76.00---     (二)精选厂     乌场钛矿精选厂是我国规划较大,工艺流程比较完善的海边砂矿精选厂之一。该厂除出产钛精矿外还归纳收回锆英石、独居石、金红石,锡石等多种副产品。该厂因为粗精矿自给率比较高,故经济效益较好;对缺乏部分粗精矿靠收买土法出产产品弥补。     该厂精选工艺流程,选用预先摇床重选丢尾,磁选收回钛铁矿,然后电选分组,再用强磁选、电选,浮选及重选等联合工艺进行别离及提纯,归纳收回锆英石、独居石、金红石、锡石及残存的钛铁矿。该厂精选流程见图5。精选厂技能目标见表6。图5  乌场钛矿精矿厂工艺流程 表6  乌场钛矿精选厂技能目标产品钛铁矿,%锆英石,%金红石,%生居石,%项目档次TiO2收回率档次(ZrHf)O2收回率档次TiO2收回率档次TR2O3+TRO2收回率1982年50.2588.6565.3146.087.95-61.92-1983年50.3181.1965.2147.089.65-61.77-1984年50.2681.9865.1047.590.14-61.10-1985年50.4681.9265.0449.590.21-61.10-1986年50.4081.7065.1551.090.05-60.90-

锌焙砂在稀酸中的溶解

2019-02-21 15:27:24

氧化物的酸、碱浸出许多遵守缩短中心模型,一个典型的实例是锌焙砂在稀酸中的溶解。它依据每种参加溶解进程的化学物质的离子扩散系数及离子搬迁率,使用方程式(1)和式(2)进行核算。核算假定溶解速率由传质操控,因此所用的核算进程只能用于不触及化学反响的状况。    (1)    (2) 求解方程(1)和式(2)需求几个边界条件,它们规则了模型中各参数的值,并将各物质的通量经过浸出反响的计量联系相关起来。 关于硫酸浸出体系,核算所用的数据包含H+,HSO4-,SO42-及Zn2+的离子扩散系数和离子搬迁率,下列平衡的平衡常数与活度系数稀酸浸出氧化锌的数学模型核算中所用的传质数据列于下表。物质等效离子电导 Λi0∕(Ω-1·cm2·equ-1)离子扩散系数 D∕(cm2·s-1)离子搬迁率 u∕(cm2·V-1·s-1)H+348.99.3×10-53.6×10-3Zn2+53.87.2×10-65.6×10-4SO42-79.01.0×10-5-8.2×10-4HSO4-100.002.7×10-5-1.6×10-3 几个边界条件为 在固液界面即r=rt时,                  Ci=Cis          (3) 因为浸出进程最慢的过程是经过边界层的传质,能够假定在界面上到达化学平衡,然后得到下列边界条件     (4)     (5)     (6) 式中, 、 、 别离表明反响(a)、(b)(c)的平衡常数;Qa、Qb、Qc别离为用浓度表明时反响(a)、(b)、(c)的平衡常数;γi是物质i的活度系数。 在溶液体相即r=∞,                E=0    (7) Ci=Cib   (8) 体相浓度用质量平衡和体相的化学平衡求算    (9)    (10)    (11)    (12)    (13) 式中,[H2SO4]与[ZnSO4]是t时刻硫酸和硫酸锌的净浓度。 计量联系            (14) 硫酸根通量                        (15) 数学模型由对每种物质组成的写出的方程式(2),方程式(1)和上面导出的边界条件组成。一旦知道了各物质的通量,就可核算ZnO的溶解速率。 假如半径rt的球形粒子含有Nmol的ZnO,则    (16) 式中,Mw为ZnO的分子量。 因为稳态下边界层内没有物质堆集,一切溶解的锌都必须传递到溶液体相中去。因此,反响速率能够与锌和酸经过边界层传质的速率相关如下    (17) 式中JZn-流离表面的锌的净通量;     JH-流向表面的酸的净通量。 由式(16)和式(17)得出    (18) 方程式(18)用有穷区间法数值积分得到rt对时刻的函数。关于单尺度粒子,rt与反响分数α的联系为    (19) 即为式(20)的缩短粒子模型,r0为固体粒子的初始半径。    (20) 粒子尺度散布的景象可作相似处理,m个初始半径r0k的单尺度分数每个组成总质量的分数wk。浸出的程度分粒级核算    (21) 总的浸出率由下式断定    (22) 为了查验模型及核算的正确性,需求研讨硫化锌精矿的焙砂在硫酸、高氯酸、硝酸和等4种酸中溶解的速率。选定的拌和条件使一切的固体粒子都悬浮且溶解速率与拌和速率无关。在高氯酸及硝酸溶液中试验曲线与模型核算得到的猜测曲线符合杰出,而在硫酸溶液中在浸出率80%曾经符合尚可,这以后的溶解曲线符合不抱负的原因是因为固体粒子的溶解并非如假定的那样均匀并始终保持球形,实际上发现部分浸出的焙砂粒子有大而深的孔。简化的模型没有考虑锌的氯合物的构成合氯离子的吸附,因此不能用来猜测浸出焙砂的溶解速率。而用新近树立的未考虑电搬迁对传质的奉献的模型即便关于0.1mol∕L高氯酸浸出的动力学也严峻违背,反映了电搬迁在传质中不行忽视的效果。

铜废矿石堆浸场设计

2019-01-18 13:26:58

铜废矿石堆浸场设计 以铜废矿石或低品位铜矿石为原料,经堆浸提取铜全过程的设施设计。是铜冶炼厂设计的组成部分。设计主要内容为:设计规模和产品、工艺流程选择和主要技术经济指标。堆浸法包括矿石筑堆、浸出、从浸出液中回收铜等工序。 1968年美国兰彻斯(RancllersMin—ingcompany)公司兰鸟(Bluebird)矿首先采用堆浸一萃取一电积提取铜技术,至20世纪80年代,世界上已有同类堆浸场80余个,年产电解铜约30万t。中国早在北宋时期便有借细菌的生化作用,使矿石中的硫化铜浸出进入溶液,从中提取铜的炼铜矿场,当时称“胆水浸铜”。1986年,在江西德兴铜矿完成1000t废矿石堆浸萃取一电积提取铜的扩大试验。设计规模和产品堆浸场的规模主要根据矿石品位、性质、资源贮量、投资效益等条件确定。回收的产品有:用铁屑置换法从浸出液中回收的海绵铜(含铜60%~85%)和采取溶剂萃取电积法回收的电解铜(含铜99.9%以上)两种。 工艺流程选择根据矿石品位、物相组成、储量、建设规模、建厂地区地形和气象等条件确定。主要工序有矿堆堆筑、浸出和布液及浸出液中回收铜。 (1)矿堆堆筑。堆场位置按地理条件选定,通常靠近采矿场,并利用山脊和山谷的自然坡度收集浸出液,也可将矿堆设在专门修筑的不渗透的地表上。矿堆大小和形状需根据场地地形设计,高度通常为10~30m,使用几年后可再加高筑堆,每次可增高15~30m。矿石不按粒度分级,而矿堆底一般由大块矿石筑成。矿堆设计主要内容有编制地表修整方案,绘制矿堆图,计算矿堆体积、表面积和矿量等。 (2)浸出和布液。矿堆浸出以酸浸为主,一般以硫酸溶液浸出氧化铜矿,硫酸铁溶液浸出硫化铜矿或混合矿。后者借助细菌的作用,将硫化铜矿中的铁和硫氧地面坡25。安息角37图1几种典型废石堆的剖面图化成硫酸铁,故又称“细菌浸出”。矿堆布液有喷洒、灌溉和垂直管法三种。喷洒法是在矿堆上铺设管路和喷头喷洒溶液。此法布液均匀,但蒸发损失大,干旱地区损失达60%。灌溉法是在矿堆上开渠或筑围堰将溶液引入。垂直管法是浸出液通过插入矿堆内的多孔塑料管流入矿堆内部。布液量与矿堆的渗透率有关,矿堆的渗透率从0.12m。/(m。•d)(30年以上的含泥矿堆)到0.98m。/(m。•d)(未固结的矿堆)。布液量按8~12L/(m。•h)设计。一般控制浸出液含铜1~2g/I。。 (3)浸出液中回收铜。通常采用铁屑置换法和溶剂萃取一电积法。70年代后,由于萃取剂成本降低,后者已逐步取代铁屑置换法。铁屑置换法设计要求须以较低的耗铁量,达到最大限度地回收铜。其优点是工艺和设备简单,常用重力泥槽和锥形置换槽等。其原则流程见图2。图2废石堆浸出和铁置换的原则流程图溶剂萃取一电积法应选用对铜有强选择性的萃取剂。常用的有中国的N510及其改进产品、美国的Lix系列和Acorpy5000系列。设计内容包括确定溶剂萃铜tong取的基本条件、选择萃取一电积设备和车间配置等。其原则流程见图3。低品位硫化铜矿或混合矿图3堆浸一萃取一电积原则流程图主要技术经济指标包括废矿石堆浸和浸出液提取铜两种情况,发展趋势随着铜矿资源品位的下降,开发堆浸法提铜技术,已成为扩大铜资源的重要途径。溶剂萃取技术正向高效率、大型化和自动化方向发展。

堆浸场的使用与方法

2019-01-04 11:57:16

堆浸场的使用与方法          堆浸场广泛地用来提取金、银、铜和其它金属。 使用该法时,低品位的矿石堆放在堆浸场里,堆浸场事先用渗透系数低的材料来作防渗衬垫。堆浸液从矿堆的 顶部淋下,渗透过矿堆(矿堆并没有完全浸透)并最终汇积在底部透水层,然后在铺有衬垫的集液池中收集母液,最后通过不同的工艺提取各种金属。堆浸场使用土工合成物时,防止污染和顺肠排水是应当考虑的两个最重要的因素。