某烧绿石尾矿选铌试验研究

国外某地含有丰富的烧绿石资源，属碱性碳酸盐矿体，原矿Nb2O5含量大于1%，在经历长流程胺法烧绿石浮选之后，尾矿含Nb2O5较高，铌资源未能得到综合回收，该烧绿石尾矿仍具有较高的回收价值。由于该尾矿长期在尾矿库堆存，药剂污染严重、含泥量较大，本工艺预先采用“磨矿擦洗-脱泥”的工艺改善其浮选性质，然后通过“磁选-脱钙”的工艺进行杂质矿物抛废，最终采用螯合类组合捕收剂实现烧绿石的选择性高效捕收。在原料Nb2O5品位0.71%的条件下，获得了Nb2O5品位55.07%、回收率38.23%的烧绿石精矿，尾矿中烧绿石资源得到回收。     

某含磷钛低品位磁铁矿石的选矿试验研究

某地区的低品位磁铁矿石中含有磷灰石和钛铁矿,为了充分开发利用这种低品位的矿产资源,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿在-74?m占55%的磨矿细度下,采用弱磁选回收铁、磁选尾矿浮选磷灰石、浮选磷灰石尾矿再浮选钛铁矿的工艺流程,可获得TFe品位66.12%、回收率59.61%(磁性铁回收率94.48%)的铁精矿,P2O5品位36.84%、回收率92.65%的磷精矿,Ti O2品位45.87%、回收率60.32%的钛精矿。     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石 Li2O 品位 1. 53%、Ta2O5 品位 0. 025%、Nb2O5 品位 0. 006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。 为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重 选试验研究。 确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。 试验结 果表明:原矿在磨矿细度-0. 076 mm 占 75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选 工艺分选指标,强磁选精矿经摇床 1 次粗选、1 次精选获得 Ta2O5 品位 21. 35%、对原矿回收率 23. 03%的钽铌精矿;以 碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂 T-88 为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进 行锂辉石浮选试验,经 1 次粗选、2 次精选、1 次扫选、1 次中矿再选锂,获得 Li2O 品位 5. 60%、对原矿回收率 76. 13% 的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。 试验结果为该类型矿石的工业开发奠定了基础。     

风化高泥铌多金属矿选矿试验研究

针对国外某风化型铌多金属矿高度风化、严重泥化, 烧绿石、磷灰石、磁铁矿等有价矿物被纤磷钙铝石、高岭土等泥质矿物紧密包裹的矿石性质, 在原矿Nb₂O₅、Fe和P₂O₅品位分别为0.73%、15.81%和7.39%时, 采用“搅拌-脱泥-浮磷-弱磁选选铁-浮铌”工艺流程, 获得Nb₂O₅品位25.85%、回收率56.45%的铌精矿, P₂O₅品位38.91%、回收率63.33%的磷精矿和Fe品位60.37%、回收率45.56%的铁精矿, 实现了稀有金属铌、伴生有价元素铁和磷的综合回收。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta2O5、Nb2O5、Li2O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta2O5、50 400 g/t Nb2O5的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li2O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。     

陕西某磷矿综合回收试验研究

陕西某磷矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有磷灰石、稀土、磁铁矿和长石,长石精矿质量因被氧化铁严重污染而受到影响。针对该矿石的性质特点进行了选矿试验研究,最终原矿采用磨矿—弱磁选选铁—铁尾矿浮选选磷(稀土)—磷尾矿反浮选除杂—长石粗精矿强磁选除杂的联合工艺流程,可获得铁品位TFe 60.10%、铁回收率TFe 16.04%的铁精矿;品位P_2O_5 25.22%、回收率P_2O_5 81.10%的磷精矿;品位K_2O 2.58%、Na2O 5.62%,回收率K_2O 81.04%、Na_2O 83.82%的长石精矿,较好地实现了该非金属矿的综合回收。     

低品位含磷磁铁矿的回收

某含磷磁铁矿石中磷和铁的品位都很低 ,且磁性铁矿物含量只占总铁的 60 %。矿石经磁滑轮预选可抛除 1/3的尾矿 ,预选粗精矿磨至 -0 0 74mm占 60 % ,经浮选可获得含P2 O53 7 2 8%的磷精矿。选磷尾矿通过磁选粗选、磁粗精矿再磨后磁选精选 ,可获得含铁为 65 2 1%的铁精矿 ,磁性铁回收率对原矿中磁性铁为 85 3 9% ,对磁滑轮预选粗精矿中磁性铁为 94 5 6%。     

某锂多金属矿综合回收试验研究

对某含锂多金属矿进行了选矿试验研究。针对该矿石的性质,采用"重选—磁选—浮选"联合流程,获得了品位为(Ta+Nb)2O556.06%、Ta2O5回收率66.16%、Nb2O5回收率68.95%)的钽铌精矿;品位44.26%、回收率为83.27%的锡精矿和Li2O品位5.08%、对原矿回收率为72.68%的锂精矿。对影响锂辉石浮选的磨矿细度、调整剂、捕收剂及用量等因素进行了探讨,并获得最佳条件工艺。试验结果表明,该工艺合理可行,选矿指标较为理想,对锂辉石回收的同时回收了铌钽、锡等金属矿物,实现了资源的综合利用。     

某高磷贫磁铁矿工艺矿物学与选矿试验研究

为了综合回收内蒙古固阳县某矿区矿石中的铁和磷，针对铁和磷的赋存状态和自然嵌布特征，对矿石进行了较系统的工艺矿物学研究。研究表明，矿石工业类型属高磷贫磁铁矿矿石，推荐回收的工艺矿物为磁铁矿和磷灰石。磁铁矿和磷灰石磨矿时易于形成单体，采用破碎—干式磁选—干选精矿磨矿—湿式磁选—湿选尾矿再磨—浮选流程处理矿石，可获得全铁品位6620%、全铁回收率6361%、磁性铁品位6300%、磁性铁收率9770%的铁精矿，以及P2O5品位2852%、回收率8475%的磷精矿。该工艺流程较简单，技术指标理想，具有较好的应用和推广前景。     

河南某含电气石、长石铌钽矿综合回收试验研究

河南某钽铌多金属矿中Nb2O5、Ta_2O_5含量分别为236 g/t、56 g/t,达到工业开采指标要求;原矿中有用矿物主要为铌钽铁矿,还伴生电气石、长石,脉石矿物则主要为石英、磁铁矿、黑云母等;铌钽铁矿以针状或柱状形式被电气石包裹,嵌布粒度较细;电气石为铁电气石,嵌布粒度粗;长石与石英结合紧密;根据矿石性质,采用阶段磨矿—磁选粗选富集—再磨—重选精选联合流程进行选矿试验,获得产率为0.02%的铌钽精矿,其中Nb2O5和Ta_2O_5含量分别为44.61%和10.29%,回收率分别为37.81%和36.75%;采用重选—浮选工艺对联合流程的磁选尾矿进行分选,获得K_2O+Na_2O含量为11.75%的长石精矿,其产率和回收率分别为36.17%和52.36%;对联合流程的重选尾矿采用摇床分选,获得了B_2O_3含量为8.31%的电气石精矿,其产率和回收率分别为4.90%和55.66%,通过适宜的联合工艺流程,实现了对该矿产资源中钽铌矿、电气石、长石的综合回收。     

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。     

某铬铁矿磁浮联合回收实验研究

本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量.由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37％,回收率81.34％.为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86％,回收率70.12％.     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

辽宁某含铁低品位磷矿石选矿试验研究

辽宁某含铁低品位磷矿石中可回收元素为磷和铁,磷品位2.17%,铁品位11.50%,磷和铁主要以磷灰石和磁铁矿形式存在。试验采用浮选-磁选联合流程,浮选为一粗一扫二精流程,在磨矿细度为-0.074mm72%的条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、水玻璃为抑制剂并使用复合捕收剂,获得磷品位为35.25%、磷回收率为93.71%的磷精矿。磷浮选尾矿经磁选和精矿再磨磁选,得到TFe含量66.21%、TFe回收率55.72%的铁精矿。     

鞍千预选混磁精矿搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺研究

随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。      

国外某低品位铜锌硫化矿浮选分离试验研究

国外某低品位铜锌硫化矿矿床属于矽卡岩型，为确定该矿石中有价金属开发利用的可行性，进行了选矿试验。研究表明，矿石中铜品位为0.38%，锌品位为1.26%，针对矿样组成特性，确定了优先浮选铜， 选铜后的尾矿再浮选锌的工艺流程处理该硫化矿矿石。在磨矿细度为-0.074 mm占74.60%的条件下，选用石灰为矿浆pH调整剂，硫酸锌和亚硫酸钠为组合抑制剂，Z-200为捕收剂优先浮选硫化铜矿物；对选铜尾矿继续 采用石灰调节矿浆pH值，硫酸铜活化被抑制的锌矿物，丁基黄药为捕收剂浮选硫化锌矿物的药剂方案，经“2粗2精”选铜、“1粗3精2扫”选锌的闭路试验，最终获得铜精矿铜品位和回收率分别为22.55%、85.19%和锌 精矿锌品位和回收率分别为44.83%、74.36%，有效地实现了铜锌硫化矿的分离与回收，为国外该类型硫化矿矿石的开发利用提供依据。     

鞍千半自磨—强磁预选精矿短流程工艺试验研究

为解决鞍千矿业有限责任公司现行阶段磨矿—粗细分级—重磁浮联合分选工艺中重选精矿品位低、波 动大,浮选尾矿品位高、选别工艺流程长等难题,以鞍千现场半自磨粗粒湿式强磁预选精矿为研究对象,开展搅拌磨 矿—弱磁—强磁—反浮选短流程工艺优化试验研究,以期实现鞍千铁矿石的高效开发与利用。 结果表明,鞍千现场 半自磨—粗粒湿式强磁预选精矿在搅拌磨磨矿细度-0. 038 mm 占 80%条件下,经磁场强度 79. 58 kA / m 弱磁选,弱磁 尾矿经背景磁感应强度 700 mT 强磁选,强磁精矿以淀粉为抑制剂、CaO 为调整剂、TD-Ⅱ为捕收剂经 1 粗 1 精 3 扫反 浮选,反浮选精矿与弱磁选精矿合并为综合精矿,综合精矿铁品位为 68. 04%、回收率为 91. 78%,综合尾矿铁品位 8. 62%。 搅拌磨矿—弱磁—强磁—反浮选短流程充分利用铁矿磁性差异进行分选,实现了鞍千铁矿石的分质分选和 脉石的梯级抛除,对于鞍山式赤铁矿石经济高效开发利用具有重要的指导意义。     

某低品位坡洪积型钛铁矿石选矿工艺研究

江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO₂品位2.63%，钛铁矿嵌布粒度细，矿石矿物组成复杂，黏土含量高。为开发利用该矿石资源，在工艺矿物学性质研究的基础上，首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验，磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO₂损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验，TiO₂品位由6.78%提高至14.53%；二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选，重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂，经1粗4精1扫闭路浮选，能获得TiO₂品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此，采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺，最终能获得TiO₂品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。     

国外某悬浮焙烧—磁选高铝铁精矿降铝试验

国外某铁矿石经悬浮焙烧-磁选得到的铁精矿TFe含量为64.50%、Al2O3含量为5.95%，主要铁矿物是磁铁矿，少量赤铁矿。为解决其Al₂O₃含量较高的问题，研制了一种新型阴离子捕收剂DTL-1，通过改变浮选温度、矿浆pH值、捕收剂DTL-1用量对悬浮焙烧-磁选后的高铝铁精矿样进行脱铝试验。结果表明：在温度25 ℃、pH值8.0、捕收剂DTL-1用量50 g/t的条件下，采用1粗3精1扫的浮选闭路试验流程，最终获得了TFe品位66.40%，TFe回收率87.81%，Al₂O₃品位4.90%的浮选铁精矿产品。浮选铁精矿产品中粒度较大的磁铁矿颗粒中包裹着细粒的氧化铝矿物，在优先确保铁的回收率前提下，部分含铝铁氧化物进入铁精矿，因而也造成了铁精矿中铝含量较高的情况。