宜昌含钾中低品位磷矿石的浮选试验研究

根据宜昌含钾中低品位磷矿的性质,以碳酸钠作为调整剂、水玻璃作为抑制剂、TSM-46作为捕收剂,采用一次粗选一次精选一次扫选中矿循序返回的闭路工艺流程,从原矿P2O5品位21.36%、K2O品位4.70%,获得磷精矿品位29.85%、回收率93.28%,钾精矿品位9.41%、回收率74.71%的浮选指标。粒度筛析试验表明,原矿中P2O5、K2O主要分布在中间粒级-74+46μm,浮选后得到的磷精矿中P2O5、K2O也多分布在中间粒级-74+46μm,浮选后得到的钾精矿中P2O5、K2O多分布在细粒级-29μm。     

对王集胶磷矿选矿厂工艺设计的探讨(续)(浮选及产品处理部分)

根据王集矿石所做选矿试验的结果,对入选浓细度控制有以下要求: ①由于矿石的鲕粒结构和嵌布特性,入选细度-200目93％,粗选作业浓度23％左右(包括中矿返回),由于中矿返回量大,要求二段分级溢流浓度在26％左右。 ②微细粒级占有较大产率并有与原矿相近的品位(表1),不能丢失。 因此,设计考虑两段磨矿分别与螺旋     

一种低品位萤石矿的选矿工艺研究

本文以德化县金竹坑低品位萤石矿的矿石为例,原矿经破碎后,通过粗选磨矿细度试验确定磨矿细度,正交法确定药剂用量,经开路试验探索后,采用一次粗选、七次精选闭路浮选的小型闭路流程进行选矿试验,选别后获得的最终产品指标为:萤石精矿产率19.86%、萤石精矿品位96.27%、萤石回收率92.44%。     

贵州某方解石型萤石矿浮选试验研究

贵州某萤石原矿含CaF_2 41.71%、CaCO_3 13.83%,属典型的方解石型萤石矿。在对矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用碳酸钠为pH调整剂、水玻璃+腐植酸钠和酸性水玻璃(1∶1)为抑制剂、油酸钠为捕收剂进行浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm质量分数占87.21%的情况下,通过"1粗2扫7精中矿顺序返回"的闭路试验流程,可以获得品位为96.31%、CaCO_3质量分数为1.26%、回收率为81.67%的萤石精矿。     

湖北某中低品位胶磷矿单一反浮选试验研究

湖北某磷矿原矿P_2O_5品位为22.30%、MgO质量分数为4.75%,属中低品位胶磷矿。针对该矿石性质,采用单一反浮选工艺,通过单因素条件试验、单反闭路试验,获得了磷精矿P_2O_5品位为29.65%、MgO质量分数为0.56%、精矿P_2O_5回收率为88.44%的优异指标,为该矿石的工业化生产提供了参考。     

提高原矿石入选品位对磷精矿成本意义的影响

原矿石入选品位的高与低,对中、小型低品位磷矿的磷精矿生产成本影响很大。下面结合我矿的实际情况,简述一下有关提高原矿入选品位对磷精矿成本的影响问题。建平磷矿是低品位矿,据测定原矿石地     

某磷块岩正-反及双反浮选工艺分析

采用正-反浮选工艺及双反浮选工艺对原矿P2O5品位为25%左右,MgO品位为4%左右的某中等品位硅钙质胶磷矿进行了连续性扩大试验,正-反工艺取得了磷精矿P2O5品位31.82%左右,MgO品位0.73%左右,收率83.71%的浮选指标,双反工艺取得了磷精矿P2O5品位31.10%左右,MgO品位0.57%左右,收率88.18%的浮选指标.     

贵州织金某磷矿反浮选工艺研究与实践

贵州织金某磷矿原矿P₂O₅品位为20.85%、MgO质量分数为7.50%,属高镁低硅磷矿。针对矿石性质,采用反浮选工艺,通过1粗1扫和1粗1扫1精加精扫两种工艺流进行选别,结果表明:,前者精矿MgO质量分数为1.80%左右,不能满足下游生产指标要求;后者可获得精矿P₂O₅品位为32.42%、MgO质量分数为0.92%、精矿P₂O₅回收率为89.62%的工艺指标。     

锂辉石矿的工艺矿物学与选矿工艺研究

对某锂辉石矿的化学成分、矿物组成、矿石结构构造、主要矿物的产出形式、嵌布粒度及解离度进行了研究,结果表明:该锂辉石矿原矿Li2O含量为0.77％,锂矿物主要以锂辉石和腐锂辉石的形式赋存,含锂矿物的组成复杂且分布不均匀.在工艺矿物学研究的基础上,确定合理的磨矿介质及细度,采用不脱泥-优先浮硫化矿+云母和石英-再浮选锂辉石的工艺以及水杨羟肟酸+油酸作为锂辉石的混合捕收剂,获得了精矿品位大于Li2O6.43％,回收率大于82.78％的技术指标.     

柱机联合工艺处理某硅钙质磷矿的试验研究

某沉积型硅钙质低品位磷矿的碎解特征为磨矿后粗细粒级矿石分布不均,但是目的矿物分布较均匀。本研究分别考察了利用浮选机、浮选柱和柱机联合3种流程处理该难选矿石的效果,证明柱机联合处理该磷矿的流程是合理的。与单独使用浮选柱或浮选机相比,柱机联合流程提高了磷精矿的品位和回收率,开路流程下,当原矿P2O5平均品位为17.93%时,可获得P2O5品位为32.28%的精矿,回收率也大幅提高到81.24%,同时简化了流程。     

正反浮选富集低品位微细粒级重介质分选磷尾矿

为了富集宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级磷尾矿,对其进行了多元素分析及粒度分析,-0.038mm粒级质量分数达到80%以上,原矿品位P2O5为14.23%,MgO质量分数为4.44%,SiO_2质量分数为28.11%,因此该磷矿属于微细粒级硅钙质低品位磷矿。试验考察了浮选矿浆质量分数、搅拌强度、药剂制度、浮选流程对浮选指标的影响。结果表明,在浮选矿浆质量分数为24%,搅拌转速为2000r/min时,经过常温正浮选1次粗选2次精选1次扫选,反浮选1次粗选1次扫选,中矿顺序返回闭路流程试验,得到了磷精矿P_2O_5品位28.07%、回收率83.20%的浮选结果;正浮选尾矿品位降至5.28%,反浮选尾矿品位降至1.34%。有效回收了宜昌磷矿重介质分选产生的低品位微细粒级胶磷矿,减少了资源损失。     

湖南某石英型萤石矿选矿试验研究

根据湖南某石英型萤石矿的矿石性质,选用碳酸钠为pH调整剂,水玻璃+糊精为组合抑制剂,油酸为捕收剂进行浮选试验研究,闭路流程粗选磨矿细度为-200目占42.52%,采用1次磨矿粗选—粗精矿再磨—7次精选—中矿顺序返回的工艺流程,可以获得品位96.45%、回收率79.71%的萤石精矿。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。     

河南某铁矿选矿试验研究

河南某地磁铁矿原矿TFe品位为13.88%、MFe(磁性铁)品位为10.15%,矿石铁物相为磁铁矿,脉石矿物为辉石、角闪石、长石、云母及绿泥石。为合理开发利用该铁矿资源,采用Ⅰ段磨矿—磁选、Ⅱ段磨矿—磁选、精矿脱磁再选的工艺,获得了TFe品位为64.57%、回收率为99.19%的铁精矿。试验获得的铁精矿仅混入了少量的角闪石、绿泥石、斜长石,纯度较高,满足GB/T 25953-2010中二级铁精矿标准。该流程简单合理、生产成本低,是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

攀枝花某选铁尾矿钛回收工艺

通过单矿物实验、人工混合矿实验、实际矿石浮选研究了攀枝花某选铁尾矿中钛的回收情况.结果表明以SYB~(2#)为捕收剂,CMC为抑制剂能将钛铁矿与辉石分离.钛磁铁矿、黄铁矿可浮性比钛铁矿好而极易进入产品中影响精矿品位,钛铁矿回收应预先除铁脱硫.采用预先除铁脱硫、脱硫尾矿粗选-精选-扫选-中矿单独处理的流程,由TiO_2含量11.81%的原矿得到钛品位47.08%、回收率为54.37%的4级标准钛精矿.     

大峪口磷矿石的中矿再选

化工矿山设计研究院选矿室去年进行的大峪口磷矿石的浮选扩大试验中,开始采用常规的顺序返回流程(一粗二精一扫),在入选原矿P_2O_518.18％时,获得磷精矿品位33.95％,收率82.28％。试验中,发现精、尾矿品位波动较大,调整药剂对降低尾矿亦不明显。后将一精尾及扫选精矿合并单独处理,并添加少量抑制剂S_(711)及氧化石腊皂,排出两个尾矿的情况下、回收率增加4％左右。     

云南某尾矿库尾矿中P_2O_5的回收利用试验

云南某磷矿擦洗尾矿库已闭库多年,经现场对尾矿库尾矿进行代表性取样,分析发现其P_2O_5品位在25%左右,具有较高的回收利用价值。为了合理开发利用这部分资源,采用分级-正浮选1次粗选1次精选1次扫选流程进行选矿试验。结果表明,原矿通过分级,+0.076mm原矿P_2O_5品位为29.33%,MgO质量分数为0.42%,可以作为最终产品,而-0.076mm原矿则在试验确定的最佳药剂制度下,通过正浮选1次粗选1次精选1次扫选,可以得到P_2O_5品位为31.57%、MgO质量分数为0.78%的磷精矿,实现了尾矿中P_2O_5的高效回收,可为该尾矿库尾矿中磷资源的回收利用提供技术参考。     

硫酸浸取锂云母提锂方法的研究

研究了锂云母与硫酸反应再浸取提锂的方法。探索了粒度大小、硫酸浓度、液固比、反应温度、反应时间对锂浸取率影响,研究表明随着锂云母粒度减小、硫酸浓度增大、液固比加大、反应温度升高、反应时间增长,锂浸取率提高;m(55%的硫酸)∶m(150目左右的锂云母)=2∶1,135℃左右反应9 h,锂浸取率达96.72%。     

甘肃某低品位蓝晶石矿物选矿试验研究

甘肃某蓝晶石矿物的主要脉石矿物为石英、云母、石榴子石等,具有品位低、脉石矿物种类多的特点,属于难选矿石。实验表明:采用碱法工艺经过3次反浮选、1次粗选、3次精选、1次磁选的选矿流程,可获得产率为22.13%,Al2O3品位为55.32%,回收率为63.21%的蓝晶石精矿。此流程为该蓝晶石资源的开发和利用提供了理论指导。     

榴辉岩型金红石矿综合利用途径研究

以青海榴辉岩型金红石矿为对象,对可利用矿物金红石、石榴石、绿辉石等进行了详细的工艺矿物学研究和选矿试验研究,查明了矿石的矿物组成、工艺粒度以及各种矿石性质对于选矿的影响,最终采用重选—磁选—浮选的联合工艺流程,从TiO_2品位为1.67%的原矿中选得TiO_2品位为92.46%的金红石精矿,同时回收了品位分别为92.87%和85.0%的石榴石和绿辉石精矿,为矿区的开发利用提供了合理的选矿方法和技术指标。