下载文档原格式
西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究报告西藏某低品位氧化铜矿选矿试验研究报告摘要：本试验旨在探究某低品位氧化铜矿选矿技术，选出品质较好的铜精矿。
试验选择的氧化铜矿石含铜量为0.91%，选矿工艺包括粗磨－粗选－二次磨－中选－精选－部分回收铜浸液等步骤。
通过对试验结果的统计和分析，发现该选矿工艺大幅提升了品质，选矿率从原来的5.23%提升至19.73%，铜品位达到23.80%。
关键词：低品位氧化铜矿，选矿试验。
一、选矿原理和工艺流程低品位氧化铜矿选矿试验的原理是通过机械物理和表面化学作用，在矿石表面形成一层带正电的氧化物膜，并利用匝道作用实现氧化铜矿和贫矿物分离。
本试验选择的选矿工艺包括：1. 粗磨－粗选：将矿石通过初级破碎、研磨等工艺，将含铜物质分离出来。
2. 二次磨－中选：在初选后，将结构更加密实的矿石再次进行破碎，将其适当细化。
然后通过中选实现铜和矿细粒子的分离。
中选选择的是机制相同但粒度不同的矿浆。
3. 精选：将经过中选的浮选精矿，进一步提纯铜等金属元素。
4. 部分回收铜浸液：通过回收和再利用浸液，提升铜的含量。
二、实验样品和方法1. 材料和设备试验中用到的样矿来自西藏某采掘区。
选矿设备包括球磨机、筛子、浮选机等。
2. 实验方法（1）粗磨：将样矿粗磨至0.074mm以下（2）粗选：粗磨后通过筛子进行筛选。
（3）二次磨：对筛选后的物料再次进行破碎（4）中选：给矿浆加入中选药剂，使用浮选机将铜精矿从悬浮的矿料中分离。
（5）精选：使用浮选机对铜精矿进行精选，进一步提取铜等金属元素。
（6）部分回收铜浸液：使用铜浸液反应棒将回收的铜浸液加入弱硫酸中进行沉淀和浓缩，得到含铜浸液。
三、实验结果1. 矿石品位原料废石片段不属于选矿过程中的矿物部分，而为矿山中的无用石头部分。
试验中样品含铜量为0.91%。
2. 矿石回收率试验中，对同等重量的样品进行选矿处理，矿石回收率由原来的5.23%提升至19.73%。
3. 铜品位试验中选择的选矿工艺在提纯铜精矿等金属元素上取得了较为显著的提升，铜品位由原来的0.13%提升至23.80%。
实验名称：膨润土含量测定实验日期：2023年4月15日实验地点：化学实验室一、实验目的1. 掌握膨润土含量的测定方法；2. 熟悉实验操作流程；3. 分析实验数据，得出结论。
二、实验原理膨润土是一种粘土矿物，其含量测定采用重量法。
实验原理如下：膨润土在特定条件下与氯化钡反应生成沉淀，沉淀物经过洗涤、干燥后称重，根据沉淀物的质量计算膨润土含量。
三、实验材料1. 膨润土样品：10g；2. 氯化钡溶液：0.1mol/L；3. 稀硝酸；4. 烧杯、漏斗、滤纸、电子天平、烘箱等。
四、实验步骤1. 称取10g膨润土样品，放入烧杯中；2. 加入适量稀硝酸，搅拌使样品充分溶解；3. 将溶液过滤，收集滤液；4. 向滤液中滴加氯化钡溶液，直至沉淀不再增加；5. 将沉淀物过滤，用蒸馏水洗涤沉淀，直至洗涤液呈中性；6. 将沉淀物放入烘箱中，在100℃下烘干至恒重；7. 称取沉淀物的质量，计算膨润土含量。
五、实验数据及处理1. 实验数据：样品质量：10.0000g沉淀物质量：0.5000g2. 数据处理：根据实验数据，计算膨润土含量：膨润土含量 = 沉淀物质量 / 样品质量× 100%膨润土含量= 0.5000g / 10.0000g × 100% = 5.00%六、实验结果与分析本次实验中，膨润土含量为5.00%，与理论值相近。
实验过程中，操作严格按照实验步骤进行，结果可靠。
七、实验结论通过本次实验，掌握了膨润土含量的测定方法，了解了实验操作流程。
实验结果符合预期，为膨润土含量的测定提供了可靠依据。
八、实验注意事项1. 称取样品时，注意准确称量；2. 滤液过滤时，确保滤纸完好，防止滤液流失；3. 洗涤沉淀时，注意洗涤液呈中性；4. 干燥沉淀时，注意烘箱温度，防止沉淀烧毁。
九、实验总结本次实验成功测定了膨润土含量，提高了实验操作技能。
在实验过程中，需要注意实验操作的规范性，确保实验结果的准确性。
同时，本次实验为后续膨润土含量测定提供了参考。
图1 选矿工艺试验流程
图1 铷冶炼工艺试验流程
根据矿石特点，按照工艺流程进行了氯化焙烧、浸出次数、除钙沉淀、萃取-反萃取等条件探索试验，最终确立了以下冶炼工艺试验条件：
化钙的加入量为矿石量的73%，焙烧温度为℃，保温时间90min；
）焙烧渣出炉后直接淬火水浸，浸出液温度自然下降℃以下，浸出固液比为1:5，浸出时间8min，采用多次循环浸出的方式，循环次数为5次；
）碳酸钠的加入量为氯化钙的45%，沉淀碳酸钙干渣产率为氯化钙加入量的42.7%。
（4）萃取工艺条件：萃取液碱度值NaOH=1.0M
组成为1.0mol/L的t-BAMBP+二甲苯的有机相组成，相比为A=2，采用六级逆流萃取，混合5min，分相5min；
（5）有机相洗涤工艺条件：洗涤碱
NaOH=1.5M，单级相比为O/A=6，采用六级错流洗涤，混合5min，分相5min；
（6）反萃取工艺条件：反萃取剂为4N盐酸，单级相比为O/A=20，采用三级错流萃取，混合5min，分相5min
通过试验获得的反萃液再经1次浓缩结晶，最终得到纯度为99.59%的RbCl产品。
表4 最终产品质量分析
K Na Ca Mg Al Fe Li。
某低品位铜镍矿选矿试验研究近年来，随着我国经济的飞速发展，对矿产资源的需求量也越来越大，我国铜镍矿富矿资源日益减少，因此对贫矿进行充分的开发利用就显得尤为重要，不仅可以提高矿山的经济效益，而且能够延长矿山服务年限，降低富矿资源的消耗速度，有效的保证了矿山可持续发展。
铜镍矿作为国家的战略资源，其在我国工业领域具有不可替代的作用，所以加强对低品位铜镍矿的选矿研究，探索选矿新工艺和开发选矿新药剂，具有重要的现实意义和理论价值。
1 原矿性质1.1矿石的矿物组成矿样中金属硫化物主要为紫硫镍铁矿、镍黄铁矿、墨铜矿、黄铜矿、黄铁矿，磁黄铁矿和微量镍铜微晶集合体；主要铁氧化物为磁铁矿、铬铁矿、钛铁矿；脉石矿物主要为橄榄石、蛇纹石、辉石、绿泥石、长石、少量透闪石、碳酸盐、角闪石、微量黑云母、菱镁矿、黝帘石、石英等。
1.2组成矿物定量矿石中镍黄铁矿含量为 1.18%，紫硫镍铁矿含量为0.83%，黄铜矿含量为1.50%，墨铜矿含量为0.29%，镍铜微晶含量为0.15%；铁氧化物以磁铁矿为主，占总含量的1.52%；脉石矿物含量占总含量的88.63%，以蛇纹石、橄榄石、辉石为主。
1.3原矿多元素分析原矿多元素和贵金属分析结果见表1。
表1 原矿多元素化学分析结果/％Table 1 Analysis result of multi-element of run-of-mine ore元素Ni Cu S Fe Co MgO As Zn Pb SiO2含量0.63 0.62 2.81 9.11 0.02 25.07 <0.01 0.013 <0.01 37.47 元素Al2O3CaO Bi Au* Ag* Pt* Pd*含量 2.35 3.50 <0.01 4 0.10 0.34 0.16备注：*单位为g/t2试验研究本次试验为小型试验室试验，试验用球磨机为XMQ-φ240×90小型锥形球磨机，用于一段和二段磨矿，磨矿试样800克，磨矿浓度50%。
贵州某低品位含硫铝土矿石选矿试验任少峰;李天霞;刘金海;陈军刚;朱一民【摘要】There is a sulfide-containing low grade bauxite ore in Guizhou Province,with Al2 O3 content of 54. 71%,SiO2 content of 11. 35%,alumina-silica ratio is only 4. 82,and 1. 33% S. Aluminum mainly exists in form of diaspore,and mainly sul-fide-containing ore is pyrite. For fine dissemination of the valualde minerals,entrainment may occur when desulfurization,and is difficult to achieve good separation index. In order to high efficiently develop and utilize the resources,desulfurizing and desilica-tion closed circuit flotation experiment was conducted. Results indicated that:at the grinding fineness of 90% passing 0. 074 mm, through one roughing-three cleaning-one scavenging desulfurationflotation,tailings of scavenging endure two roughing-four clean-ing-one scavenging desilication flotation,tailings of scavenging from desulfuration cleaning endure two roughing-one cleaning-one scavenging desilication flotation process cleal with the ore,sulfide concentrate with 33. 72% S,15. 96% Al2 O3 ,4. 98% SiO2 ,and sulfide recovery rate of 75. 16%,and bauxite concentrate with 61. 13% Al2 O3 ,7. 39% SiO2 ,mass ratio of Al2 O3 to SiO2 is 8. 27, aluminum recovery rate of 79. 64% was obtained. One time grinding,desulfurization and desilication flotation process is an effec-tive process for dealing with the ore and can provide reference for the concentration of sulfide-containing bauxite ore.%贵州某低品位含硫铝土矿Al2 O3含量为54．71%,SiO2含量为11．35%,铝硅比仅为4．82,且矿石中含硫1．33%。
