某铁矿选矿试验研究

针对某铁矿矿石主要为磁铁矿和赤铁矿,采用弱磁-强磁-反浮选的磁浮联合工艺流程,获得了弱磁精矿品位为66.07%,回收率为50.79%;强磁-反浮选精矿品位为61.37%,回收率为29.22%,总回收率为80.01%的试验指标。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

湖北省某矿区复杂稀土矿石选矿实验研究

湖北省某矿石物质组成十分复杂,稀土矿物以独居石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、褐帘石为主,且嵌布粒度十分细微。根据其矿石性质,重点进行浮选捕收剂、抑制剂选择实验、流程对比实验等,最终确定采取反-正浮选工艺,以两种羟肟酸类捕收剂联合使用,结合微细粒絮凝浮选技术获得较好的稀土浮选指标(品位37.320%,回收率67.33%),对浮选精矿再采取磁选—酸洗流程进行处理,最终获得REO品位为56.33%,总回收率为63.42%的稀土精矿产品。     

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。     

承德某铁尾矿回收磷、钛的试验研究

承德某铁尾矿中含有磷和钛两种可回收元素,其中磷以磷灰石的形式存在,钛主要为钛铁矿。经"磨矿-浮选-强磁-重选-再磨-强磁"的工艺流程,可获得当磨矿细度为-0.074mm52.14%时,以AW-01为捕收剂,采用一粗三精浮选工艺流程,可获得品位为31.36%,回收率为82.49%的磷精矿,品位为23.00%,回收率为91.24%的钛精矿,同时尾矿中磷品位降至0.31%,钛品位降至0.89%,满足国家排放标准。     

四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究

针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。     

某选厂超细粒级选铁尾矿浮选钛精矿试验研究

某厂选钛车间回收工艺为强磁-重选(螺旋)工艺,由于螺旋选矿机对钛铁矿回收粒级的限制,现重选工艺流程对粗粒级钛铁矿回收较好,对细粒级钛铁矿及钛铁矿连生体回收较差,其钛回收率较低,选铁尾矿中钛回收率仅25.3%。为了有效回收钛资源,进行了强磁和浮选条件试验。结果表明,试样经过进一步细磨,再经弱磁除铁后,得到-200目(74μm)占84%左右的超细粒级选钛试验原料,再采用"两段强磁+浮选"联合流程,最终可获得钛精矿TiO_2品位为46.86%、流程精矿总产率为5.93%、流程精矿TiO_2总回收率为25.84%的较好指标。     

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。     

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。     

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。     

湖北某重稀土矿的选矿试验研究

湖北某重稀土矿是以钇为主要成分的稀土矿,主要含钇矿物为硅铍钇矿、褐钇铌矿及磷钇矿。为了开发利用该重稀土矿资源,进行了实验室选矿试验研究。试验原矿品位为(Y_2O_3)0.088%,采用"磁选-浮选"的工艺流程,最终可获得稀土精矿品位为(Y_2O_3)3.42%,精矿产率为1.67%,回收率为58.13%重稀土精矿。     

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。     

选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究

研究了攀枝花钒钛磁铁矿选铁尾矿的物质特性，进行选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究，提出了几种流程：当品种为钛白粉钛精矿，扩大连选流程是强磁-浮选，强磁-强磁-浮选，实验室流程是重选-浮选，分级强磁-电选，重选-强磁-浮选；当品种为造块用钛精矿，扩大连选流程是强磁-强磁-浮选，实验室流程是强磁-浮选，强磁-重选-浮选。在小型试验中分级强磁-电选工艺得到钛精矿产率为13．93％，品位为49．2l％，回收率60．63％较好指标。     

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%。     

某氟碳铈稀土矿混合浮选捕收剂优化试验研究

四川省牦牛坪稀土矿是我国第二大轻稀土矿,主要矿藏有氟碳铈稀土矿、伴生萤石和重晶石等。为提高微细粒级稀土回收率,采用混合浮选工艺替代原稀土浮选工艺,并研发了新型捕收剂 CXS-211,优化试验提高了新药剂对矿石性质的适应性。闭路试验结果表明 ：新药剂可获得稀土 REO 回收率 92% 以上、萤石回收率 88% 以上的混浮精矿。     

云南某低品位铜铅锌硫化矿选矿工艺研究

云南某低品位铜铅锌硫化矿石含铜0.20%、铅0.67%、锌2.32%,并伴生少量金银,矿石中铜主要以黄铜矿形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。浮选试验结果表明,在-0.074 mm占80%的磨矿细度条件下,采用混合浮选铜铅-铜铅分离-选锌小型闭路试验流程浮选该矿石,获得了精矿品位为31.59%、回收率为72.23%的铜精矿;精矿品位为60.87%、回收率为85.94%的铅精矿;精矿品位为51.17%、回收率为85.07%的锌精矿;实现了铜铅锌的有效分离。     

用邻苯二甲酸从山东微山矿浮选高纯氟碳酸盐稀土精矿的研究

本文阐述了用邻苯二甲酸作捕收剂,并成功应用于山东微山矿的选矿,获得了高纯氟碳酸盐稀土精矿,矿物纯度为98.75％。小型开路试验选矿指标为:稀土精矿品位βTR_2O_3=69.55％,回收率ε=64.47％,对氟碳酸盐稀土矿物的回收率为80.50％。 邻苯二甲酸是具有一个苯环的二元羧酸,它和油酸相比,对氟碳酸盐稀土矿物具有选择性和捕集能力强、药剂性能和浮选性能稳定、价廉等优点。继美国蒙顿帕斯氟碳铈镧矿用油酸浮选,包头白云鄂博混合稀土矿用羟肟酸类浮选之后所发现的第三类芳香族捕收剂。用邻苯二甲酸和油酸浮选比较,每吨原矿的药剂资,后者贵1.31元;由于回收率的差异致使每吨精矿成本,前者为768.03元,后者为1321.96元。     

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。     

福建某萤石矿选矿试验研究

福建某萤石矿含CaF2为18%左右,属于低品位萤石矿,试验采用预先脱硫-浮选萤石工艺,常规流程闭路试验可获得一个萤石精矿品位为90.36%,回收率为77.33%的萤石精矿;采用中矿再选流程可获得两个萤石精矿,萤石精矿1品位为97.37%,回收率为44.76%;萤石精矿2品位为86.65%,回收率为25.68%;综合萤石精矿品位为93.17%,回收率为70.44%的良好选矿指标。     

四川某稀土矿磁-重联合分选试验探索研究

以四川某矿区稀土矿为研究对象,通过对矿石工艺矿物学的分析,该矿石中稀土矿物以氟碳铈矿为主,有较高的回收价值。其他矿物主要为长石和石英,其次是重晶石、萤石、云母等。为合理回收稀土矿物,对其分选工艺进行了探索试验,结果表明,通过磁选-摇床重选-再磁选的工艺流程,在原矿品位6.21%左右,闭路试验可以得到REO品位55.43%、回收率79%左右的稀土精矿,回收指标较好。