湖北某低品位稀土矿石选矿试验研究

湖北省某低品位稀土矿物质组成复杂,矿石中主要有价成分为稀土和铌。稀土矿物主要以氟碳铈矿、独居石为主,且嵌布粒度十分细微,造成稀土较难分选。根据此稀土矿石的特点及其赋存状态,确定了单一浮选的选矿工艺流程,重点进行了磨矿细度、浮选捕收剂、增效剂、抑制剂等条件试验,最终确定磨矿细度-74μm含量占96%,预先除杂,粗选抑制剂为水玻璃,捕收剂为H205,捕收剂增效剂为BYA,起泡剂为2#油,扫选抑制剂为水玻璃,捕收剂为H205,精选抑制剂为BYD,捕收剂为H205的"两粗一扫六精"的闭路浮选工艺流程,获得了较好的稀土浮选指标,精矿REO品位49. 10%,回收率51. 77%,实现了稀土的有效回收。最后,还针对稀土尾矿进行了铌回收的试验研究,结果表明,该矿石中铌矿物嵌布粒度极细,分布不均一,且共伴生情况复杂,从而导致铌精矿品位和回收率都很难提高,无法达到回收目的。     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

某稀土尾矿综合利用技术研究

以REO品位1.7%的稀土尾矿为研究对象,开展矿浆p H、水玻璃用量及捕收剂用量对比实验,优先脉石矿物抑制剂,采用"浮团聚磁选"工艺处理该尾矿样品。实验结果表明,在抑制剂CS和捕收剂RF的作用下,经一粗三精浮选闭路和一粗一精磁选工艺可以得到REO品位40.57%、回收率为48.17%的稀土精矿,成功实现低品位尾矿中稀土矿物的回收利用,节约资源,减少排放,具有巨大的资源和环境效益。     

磁选-重选-浮选组合新工艺分选氟碳铈矿型稀土矿的试验研究

采用矿物自动分析仪(MLA)查明了四川牦牛坪稀土矿的矿物组成、嵌布粒度特征,对比分析了主要矿物的密度、莫氏硬度、比磁化系数和磁性的工艺特性差异,利用湿式高梯度强磁选-重选-浮选的组合工艺进行了选矿试验研究。结果表明:主要稀土矿物氟碳铈矿粒度多在1.28~0.04 mm范围内,具有顺磁性,而重晶石、萤石、正长石和石英呈现非磁性,此磁性差异是强磁选能预先富集的关键矿物学因素。通过实验确定最佳工艺条件和结果为:在-1.0 mm粒径,1.0 T背景场强下湿式强磁选粗选,强磁选精矿分级成3个粒级物料,-1.0~+0.4 mm物料进行粗砂摇床重选,-0.4+0.074和-0.074 mm物料分别进行细砂摇床重选,各重选中矿合并,在0.6 T背景场强下湿式强磁选精选,磁选精矿与重选精矿合并,获得REO品位65.49%,回收率67.80%的磁重稀土精矿;磁选精选中矿与摇床尾矿合并成REO 2.10%的稀土中矿,在磨矿细度-0.043 mm占70%,pH 8~9,水玻璃用量714 g·t~(-1)原矿,捕收剂GSY 1033 g·t~(-1)原矿下进行常温浮选,获得REO品位67.84%,回收率15.46%的浮选稀土精矿;两种稀土精矿REO平均品位65.93%,总回收率83.26%。     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

某低品位混合稀土矿浮选试验研究

某稀土矿矿物种类繁多,矿石性质复杂,稀土元素品位低、赋存状态复杂,主要为氟碳铈矿和独居石。有用矿物嵌布粒度细,与绿泥石、长石等脉石矿物共生紧密、交代复杂造成的难以磨矿解离是选矿回收的难点。根据矿石性质,在探索试验的基础上,确定采用阶段磨矿、阶段选别、反浮选脱硫-浮选稀土矿物工艺流程:原矿磨矿细度选择0.074 mm 90%,添加NaCO_3和NaOH调整pH约8.5,添加CuSO_4为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,反浮选硫化物脱硫。脱硫尾矿作为给矿,添加水玻璃为脉石抑制剂,Na_2SiF_6为稀土矿物活化剂,H_(205)和D_(41)为捕收剂,经一次粗选、四次精选、一次扫选产出稀土精矿和尾矿,稀土精选中矿再磨细度0.043 mm 90%,添加H205和D41单独浮选处理,获得中矿处理精矿返回到稀土精选Ⅱ作业,中矿处理尾矿返回到稀土粗选作业。闭路试验获得稀土精矿稀土品位30.20%,回收率76.10%;硫化物稀土品位1.85%,回收率3.28%的选矿指标。     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

某难选黑白钨共生矿试验研究

某黑白钨共生矿中富钙、富镁的脉石矿物含量高,严重影响了钨矿物的回收利用。为了解决该技术难题,原矿经硫化矿浮选、磁选后对钨给矿(WO3 0.48%)进行试验研究,采用改性水玻璃、硝酸铅,螯合类捕收剂GYB和改性脂肪酸类捕收剂GYR组合进行粗选获得的黑白钨混合粗精矿,采用改进型彼得洛夫法-添加调整剂NC、NF、水玻璃和捕收剂GYR,进行加温精选分离,加温精矿经酸浸得白钨精矿,加温尾矿经摇床得重选黑钨精矿,摇床尾矿经浓缩添加调整剂NA、改性水玻璃和硝酸铅,组合捕收剂GYB和GYR得浮选黑钨精矿。小型试验获得指标:WO372.21%的白钨精矿,回收率59.08%。WO3 47.92%的重选黑钨精矿,回收率14.15%。WO3 55.72%的浮选黑钨精矿,回收率6.33%。钨的总回收率达79.56%。     

某难选高硫含铜白钨矿选矿试验研究

某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。     

某难处理含碲尾渣的浮选试验研究

对某难处理含碲尾渣中碲的回收工艺进行了研究,并探讨了浮选、重选和磁选联合工艺流程回收尾渣中碲的可行性。结果表明:尾渣经过一段磨矿和浮选-尾矿重选-重精磁选除杂,得到浮选和重选两种精矿,总精矿碲品位为1.65%、回收率45.97%;精矿产品可作为冶金原料进一步提取碲。     

混浮-强磁法从某尾矿中回收稀土、萤石

针对某尾矿中稀土、萤石品位低、含泥高、组成复杂且含有重晶石捕收剂等特点,以FCF-1为稀土萤石混合浮选捕收剂,采用混合浮选法对其进行回收,得到稀土萤石的混合精矿,其稀土品位18%,萤石品位55.57%;混合精矿再经湿式强磁工艺(一粗一扫一精,磁场强度1.5T)分选出最终结果为品位68.42%的稀土精矿,回收率达到55.01%,尾矿中的萤石品位富集到79.39%品位。     

从原生钽铌矿细泥中回收钽铌的选矿工艺研究

采用螺旋溜槽一粗一扫-摇床两次精选工艺流程,从低品位原生钽铌矿细泥中回收钽铌,所得钽铌精矿产率0.019%,品位29.10%,闭路回收率可达41.44%,实现了对细粒级钽铌矿的有效回收。     

海南钨钼多金属矿选矿试验研究

海南某地钨钼矿原矿含Mo 0.56%,WO3 0.28%,Fe 2.44%,钼主要以辉钼矿形式赋存于矿石中,钨主要以白钨矿和黑钨矿形式赋存于矿石中,铁主要以磁铁矿形式赋存于矿石中,属于低品位钨钼铁多金属矿。采用一次粗选一次扫选四次精选的浮选工艺回收钼,浮选尾矿采用弱磁选回收磁铁矿,一次粗选两次精选的重选工艺回收钨。通过试验得到了适合该钨钼多金属矿选矿的浮选-弱磁选-重选工艺流程,该工艺可以得到Mo品位为45.86%,含WO3 0.07%,含Fe为1.12%,回收率为88.19%的钼精矿;WO3品位72.80%,含Fe 0.07%,含Mo0.02%,回收率为82.88%的钨精矿;Fe品位为56.88%,含WO3 0.06%,含Mo 0.03%,回收率为50.15%的铁精矿,实现了对低品位钼钨铁多金属矿的综合回收利用。     

某细泥中回收钨、钽的选矿试验研究

江西某钨钽铌矿细泥WO_3、Ta_2O_5品位分别为0.041%、0.011%,采用传统摇床工艺回收,WO_3、Ta_2O_5回收率仅为26.41%、13.19%。本研究细泥试料经离心选矿机粗选,然后采用浮选脱硫-微细摇床重选、全浮选、浮选脱硫-离心选矿机重选三种工艺流程对粗选精矿进行精选对比试验,最终确定采用离心选矿机重选-浮选脱硫的联合选矿新工艺回收该细泥中的WO_3、Ta_2O_5,经离心选矿机一粗四精和浮选脱硫一粗一扫一精,得到WO_3品位为33.35%、回收率为65.65%,Ta_2O_5品位为3.36%、回收率为24.28%的钨钽精矿,有效强化了该细粒级钨钽的回收,提高了钨钽的资源综合利用率。     

不同磁浮工艺对综合回收某稀土尾矿中稀土、铁、铌和萤石的影响

对某稀土尾矿进行了不同磁浮工艺综合回收稀土、铁、铌和萤石的试验研究,研究了不同工艺对4种有价成分回收率的影响,并采用扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)等手段对稀土尾矿、铌铁焙烧产物进行测试。结果表明,4种有价成分金属含量主要分布在细粒级和微细粒级中,并与其他脉石矿物呈包裹体和连生体形式存在。稀土尾矿在分选稀土和萤石时,磁选工艺优于浮选工艺;分选铌和铁时,还原焙烧-弱磁工艺优于磁浮联合工艺,其中弱磁性铁矿物经还原焙烧成为单质铁;弱磁-强磁-浮选-焙烧-弱磁工艺流程适合于高效回收稀土尾矿中的4种有价成分,稀土尾矿经弱磁预先分离磁铁矿,弱磁尾矿经过强磁、浮选和还原焙烧-弱磁工艺,分别得到铁、稀土、铌和萤石粗精矿的回收率可达61.55%,57.33%,47.96%和56.14%,达到了综合高效回收的目标。     

酒钢镜铁矿尾矿中铁矿物再回收试验研究

酒钢选矿厂排出的镜铁矿强磁选尾矿铁品位约为28%,有较高的回收价值。为回收其中的铁矿物,本研究基于该强磁选尾矿工艺矿物学,对其进行反浮选—磁化焙烧—磁选试验研究。研究结果表明：该强磁尾矿经过一粗一精的反浮选试验流程,可得到铁品位为43.88%的浮选精矿,其作业铁回收率为50.93%。经过磁化焙烧后得到焙砂,焙砂进行一粗一精的磁选试验后可得到铁品位为62.37%的磁选铁精矿,其作业铁回收率为83.39%。     

回收某硫化矿尾矿中白钨的选矿试验研究

某硫化矿尾矿中含WO_30.41%,其中白钨矿含WO_30.29%,并含有少量黑钨矿。该尾矿粒度较细,矿物基本单体解离,为了综合回收利用其中的钨资源,不造成资源浪费,试验采用"预先脱硫—强磁选富集黑钨—白钨浮选"的工艺流程,综合回收其中的钨矿,白钨浮选流程采用碳酸钠作为调整剂、CMC和水玻璃作为抑制剂、硝酸铅作为活化剂、ZL和GYB作为组合捕收剂的药剂制度。试验结果表明,经过一粗三精二扫的白钨粗选流程和一粗五精三扫的加温精选流程,可以得到含WO_3品位为62.37%,回收率为66.67%的白钨精矿,为该低品位含钨尾矿开发利用提供借鉴。     

某钾长石英岩型铌钽矿的综合利用研究

针对某钾长石英岩型铌钽稀有金属矿,进行了详尽的工艺矿物学研究,查明金属矿物主要是赤铁矿,钛铁矿等;脉石矿物主要为钾长石、石英、云母等。钽铌铁矿以微细粒状态存在,大部分包裹于赤铁矿中。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,采用"强磁-反浮回收赤铁矿"+"磁选尾矿脱泥-反浮回收钾长石"工艺流程,回收了其中的铌钽、钾长石、赤铁矿、石英等矿物,提高矿床利用的经济可行性,为矿床勘探评价与开发利用提供科学依据。采用"强磁-反浮选"流程处理TFe品位为5.70%的原矿,得到的赤铁矿精矿TFe品位为60.51%,Nb2O5品位1009.79 g·t-1,Ta2O5品位147.32 g·t-1,TFe回收率为70.03%,Nb2O5回收率23.53%,Ta2O5回收率35.79%。强磁选尾矿再经过"脱泥+反浮选"工艺流程获得了长石精矿,长石精矿中K2O品位12.18%、回收率为75.29%。长石精矿中杂质氧化铁和氧化钛含量小于0.2%,该长石精矿符合行业标准(JC/T859-2000)中的一等品等级。赤铁矿精矿符合炼钢用铁矿石质量要求二级品。铌钽在赤铁矿精矿中富集,达到了综合回收的目的。     

白云鄂博矿綜合回收稀土的选矿研究

本文主要介绍采用烷基异羟肟酸及其胺盐作为稀土矿物捕收剂,从该矿主东矿体中贫氧化矿原矿、萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中优先浮选稀土有关问题。通过对上述三种试料进行试验,均获得稀土品位大于60％,回收率大于50％的高品位稀土精矿和分低品位稀土精矿。证明了烷基异羟肟酸及其胺盐是稀土矿物有效捕收剂;采用优先浮选稀土选矿工艺从该矿中综合回收稀土是切实可行的。但是,由于萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中矿物表面剩余氧化石腊皂的影响,都需采取强抑制、强捕收才能获得满意的选别指标。     

从选铁尾矿中回收白钨选矿试验研究

对某选铁尾矿中的白钨进行了综合回收试验研究。根据试料性质,采用了弱磁选-重选-强磁选、弱磁选-重选、弱磁选-重选-浮选等3种方案进行白钨选矿试验,最终确定弱磁选-重选-浮选工艺。试验结果为铁精矿品位Fe65.89%,回收率22.07%,钨精矿品位WO351.64%,回收率为10.94%的分选指标。