某金红石选矿试验研究

介绍了某榴辉岩型金红石矿石的选矿试验研究。试验研究表明，采用重选－－强磁选工艺流程，可产出氧化钛含量89.94%、回收率45.66%的金红石精矿和石榴子石含量85％－90％、回收率70％左右的石榴子石精矿。采用该工艺流程可有效地回收有用矿物。     

湖北枣阳细粒原生金红石矿浮选分离研究

湖北枣阳金红石矿含Ti O23.06%,主要有用矿物为金红石,脉石矿物为角闪石、钙铁榴石,矿石嵌布关系复杂,为细粒难选矿石。针对该难选矿石,进行了浮选试验研究,捕收剂采用C5⁹羟肟酸+苄基砷酸(BAA)组合用药,浮选闭路试验表明采用二者组合用药,可获得金红石粗精矿Ti O2品位43.30%、回收率67.98%,基本实现金红石的有效分离,试验指标良好。     

金红石矿综合利用技术取得重大突破

<正>日前,中国地质科学院郑州矿产综合利用研究所科研人员对青海省某大型金红石矿进行选矿工艺试验研究,取得重要突破。科研人员经过大量的磁选、重选、浮选和电选探索试验,最终确定采用"重选—浮选—磁选—电选"工艺流程综合回收原矿中的金红石、石榴子石、绿辉石等矿物,并得到优异指标:金红石产品产率为0.82%、二氧化钛含量为92.44%、金红石矿物回收率为56.29%;石榴子石产品产率为56.00%、石榴子石含量为94%、石榴子石回收率为90.29%;绿辉石产品产率为17.00%、绿辉石含量为94.5%、绿辉石回收率为72.82%。若以此技术工艺进行产业化开发,以2 000 t/d规模建厂为例,年效     

某金矿选矿工艺研究

针对某金矿以自然金存在、且嵌布粒度粗细不均匀的矿石性质,采用重-浮联合工艺回收金.先用摇床重选获得粗粒金,再用浮选回收细粒金.对原矿Au品位为5.37g/t的矿石,可获得金精矿品位100.21g/t、回收率97.88%的较好指标.     

某榴辉岩的综合利用

从石榴子石和绿辉石含量占82％以上的某榴辉岩中选收金红石,因伴生矿物和金红石的物理性质相近,使选别变得更加复杂和困难。本研究着重探讨了各类工艺流程对该榴辉岩矿石选别的适应性和经济技术指标。从中筛选出磁—重—磁流程进行扩大试验。试验表明,该工艺流程稳定、可靠,并可综合回收金红石、石榴子石、绿辉石和磷灰石四种产品,质量较好,大大地提高了矿床的经济价值。     

青海榴辉岩型金红石矿工艺矿物学研究

通过光学显微镜、多元素分析分析法、电子探针、X射线粉体衍射仪等手段,对青海榴辉岩型金红石矿的矿物学开展了详细的研究,查明了该矿主要由Fe、Al、Mg、K、Na、Mn、Si、S、O等元素组成;查明了该矿中的矿物主要是由铁铝榴石、绿辉石、角闪石、绿泥石和金红石等矿物组成,其中石榴子石含量为56.5%,绿辉石含量为24.2%;查明了矿石的结构构造,并进行了主要矿物工艺矿物粒度测定。研究结果表明,矿石中钛主要以金红石的形式存在,嵌布粒度为中细粒嵌布,被石榴子石和绿辉石包裹,造成金红石选矿回收率较低,但石榴子石和绿辉石颗粒较粗,且大部分金红石与石榴子石和绿辉石之间的接触较为平直,有利于金红石的单体解离,选矿回收难度不大。该工艺矿物学研究为青海榴辉岩型金红石矿的选冶工艺及其综合利用提供了重要的参考依据。     

一种新型金红石选择性捕收剂的应用研究

以水杨羟肟酸(SHA)和TPRO作捕收剂, 进行了金红石、石英的单矿物浮选和混合矿浮选试验。试验表明, 与SHA相比, TPRO具有更强的捕收性能和极高的选择性, 且无需活化。在最佳的浮选条件下, 金红石单矿物的浮选回收率可以达到97.5%; 混合矿浮选精矿中金红石的品位大于80%, 回收率大于97%。紫外和红外检测结果表明, TPRO可以与金红石矿物表面发生化学吸附和螯合作用, 从而使其具有较强的捕收性能。推测了TPRO在金红石矿物表面作用产物的结构。这是TPRO首次被用作钛矿物的捕收剂, 对TPRO在金红石实际矿石浮选中的应用具有理论指导和现实意义。     

某榴辉岩型金红石矿粗选试验研究

某榴辉岩型金红石矿主要有用矿物为金红石,可综合利用矿物为石榴石和绿辉石。原矿Ti O2品位2.26%,石榴石矿物含量为34.35%,绿辉石矿物含量为31.15%。根据原矿性质,采用"磨矿-分级-重选-磁选-电选"工艺流程,可获得产率20.65%,Ti O2品位为6.13%,总Ti O2回收率为56.15%(其中金红石中Ti O2回收率为93.08%)的金红石粗精矿;产率26.05%,矿物含量大于90%,回收率为70%的石榴石精矿;产率26.06%,矿物含量大于85%,回收率为70%的绿辉石精矿。综合回收利用石榴石和绿辉石将显著提高该矿石的经济价值。     

山东某金红石矿石浮选试验研究

为了给山东某金红石矿石的开发利用提供技术依据,对其进行了浮选试验研究。结果表明,在-0.043 mm粒级占65%的磨矿细度下,采用碳酸钠、硝酸铅、六偏磷酸钠作为调整剂,自行配制的改性脂肪酸作为捕收剂,经1粗3精3扫闭路浮选,可获得TiO2品位为72.52%、TiO2回收率为87.22%的金红石精矿,从而实现金红石的有效回收。     

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

针对某微细粒嵌布难选金矿石,采用自行研发的高效分散剂T₁₀₁和高效捕收剂D³进行了浮选试验。试验结果表明,通过充分分散矿泥和强化金的捕收,含金4.14 g/t的原矿经1次粗选、1次扫选、粗精矿再磨后2次精选,可获得金精矿品位41.76 g/t、回收率89.21%的较好指标,从而为该矿石的有效利用提供了技术支撑。     

马拉维含难分离赤铁矿的钛锆粗精矿工艺矿物学及分离新技术的研究

马拉维难选钛锆粗精矿中钛矿物分布率48%左右,但由于铁、钛矿物较复杂,可回收钛矿物种类多,磁性变化大,同时存在磁性、密度与钛铁矿相似的赤铁矿及一些比重较大的磁性脉石如石榴石和角闪石等,磁选时,赤铁矿、石榴石和角闪石均会进入钛精矿中而影响钛精矿品位,因此,采用常规磁选或重选方法很难获得合格钛精矿。基于MLA技术系统工艺矿物学研究基础上,根据矿物组成及各矿物之间的特性差异,针对马拉维某海滨砂钛锆粗精矿,利用赤铁矿还原焙烧后磁性增强、以及磁性脉石与钛矿物之间有电性差的特点,采用湿式弱磁选—干式磁选（—还原焙烧—湿式弱磁选）—电选—重选联合工艺流程,可有效分离易进入钛精矿中的赤铁矿及磁性脉石。最终获得TiO₂含量49.17%、回收率66.36%的钛精矿,ZrO₂含量分别为65.04%、60.78%和55.79%的三个锆精矿,锆精矿合计回收率89.28%;同时综合回收了金红石、磁铁矿和稀土。本研究解决了钛锆粗精矿中钛铁矿与赤铁矿、磁性脉石矿物难分离的关键技术问题,可为该类钛锆资源的有效利用提供技术途径。      

云南某金矿可选性试验研究

云南某金矿矿石金主要以微细粒显微金和次显微金的形式富集在黄铁矿和毒砂等矿物中。原矿石中矿泥含量较多,而且含有部分粘土矿物,在磨矿过程中会产生大量的次生矿泥,对金回收产生不利影响。针对云南某金矿含泥量较高的特性,开展了可选性试验研究。试验选用水玻璃做矿泥的抑制剂,采用常规工艺流程,获得了金精矿金品位63.8g/t、金回收率92.8%的较好指标。     

国外某滨海砂矿锆钛高效回收选矿试验研究

国外某海滨砂矿中TiO2含量和ZrO2含量分别达到了7.55%和0.74%，其中钛主要以钛铁矿、金红石等工业可利用矿物形式存在，锆主要以锆英石形式存在，嵌布粒度范围主要集中在0.04-0.16mm，属于物理选矿适宜回收的粒度范围，是典型的锆钛共生砂矿。本论文以国外某滨海砂矿为研究对象，进行了工艺矿物学和选矿小型试验研究，采用“锆钛矿物重选预富集-钛铁矿与非磁性锆钛矿物磁选分离-锆钛矿物重选再富集-金红石与锆英石干式磁电选分离”的全工艺流程，分别获得了钛品位大于52%的钛铁矿精矿、钛品位大于77%含铁金红石精矿、钛品位大于75%金红石精矿以及锆品位大于63%的锆英石精矿。钛锆回收率分别达到了81%和74%，实现了该矿床中钛锆资源的高效利用，可为同类矿山的开发利用提供借鉴。     

陕西某微细粒难选金红石矿选矿试验研究

陕西某金红石矿嵌布粒度细微,被绿泥石等脉石矿物紧密包裹,分选难度大.采用浮选为主,浮选-重选联合抛尾,粗精矿再磨,酸洗、浮选的工艺流程,可获得TiO2品位为90.31%,回收率为47.36%的金红石精矿.浮选抛尾72.27%,重选抛尾21.74%,浮选-重选联合共抛尾94.01%,只有6%左右的粗精矿进入精选.该工艺的特点是:粗选大量抛尾、粗精矿再磨再选即"阶段磨矿阶段选别",可以降低选矿成本,减少工艺的复杂性.     

云南某含磁黄铁矿铜矿石选矿试验研究

针对矿石中磁黄铁矿干扰铜浮选、铜矿物嵌布粒度细等问题,采用铜硫混浮-粗精矿再磨工艺处理该矿石,以石灰和亚硫酸钠作为磁黄铁矿的抑制剂,同时采用选择性较高的DY-1为铜矿物捕收剂。闭路试验获得了铜品位为24.49%、含银335.37g/t,铜回收率为89.15%、银回收率为65.33%的铜精矿。     

某含萤石铍矿综合回收铍和萤石的试验研究

某含萤石铍矿中含BeO 0.33%、CaF₂ 36.53%，含铍矿物为金绿宝石，其他有用矿物为萤石，主要脉石矿物为方解石、白云石、绿泥石等，碳酸盐含量高达44.80%，选别难度极大。基于金绿宝石与碳酸盐矿物的密度差异，以及与主要矿物的可浮性差异，试验采用重液分选—优先浮选萤石—反浮选脉石的工艺流程处理该矿。针对-15 mm的原矿，首先对-15+0.5 mm粒级产品采用重液分选脱除了35.47%的脉石矿物，其中70%以上为碳酸盐矿物；再合并重液分选精矿与-0.5 mm粒级产品在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下，采用组合捕收剂丁基黄药+丁铵黑药+乙硫氮浮选脱除方铅矿等硫化矿，然后利用组合捕收剂氧化石蜡皂+油酸钠浮选萤石得到含CaF₂ 95.02%、回收率为65.96%的萤石精矿，浮选尾矿脱泥后反浮选脉石矿物，可获得含BeO 1.32%、回收率为70.92%的铍精矿。铍精矿后续可采用冶金方法提取获得氧化铍产品。     

西南某高铁银铅锌氧化矿浮选试验研究

西南某高铁银铅锌氧化矿主要矿物为白铅矿、铅铁矾、菱锌矿、异极矿、褐铁矿,银以类质同象形式赋存于铅矿物中。试验采用新型AF药剂对铅和银同时浮选,取得铅品位42%、含银1 460 g/t、铅回收率70%、银回收率达77%的银铅精矿。在浮选氧化锌时采用一项新的氧化锌浮选技术,不脱泥直接加新型LW51捕收剂,得到锌精矿品位20.15%、锌回收率63.92%。此选别工艺可有效处理该地区高铁银铅锌氧化矿石。     

云南某铜铅分离试验研究

云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合型氧化矿。采用“混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离”工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。     

云南某铜铅矿分离试验研究

云南大理某铜铅矿原矿含铜0.59%、含铅2.38%、含银41.61 g/t,铜的氧化率70%、铅的氧化率72%,是一个含硫化铅、硫化铜的混合矿。采用"混合浮选铜铅硫化矿—铜铅分离"工艺流程浮选回收该矿样中的硫化铜和硫化铅矿物,在硫化铜铅分离时用新型组合抑制剂来抑制方铅矿得到了较好的分离效果,经过闭路试验获得的硫化铜精矿铜品位28.05%、铜回收率24.17%、含银1 788.70 g/t,硫化铅精矿铅品位64.54%、铅回收率36.93%、含银479.60 g/t。     

铜锌硫化矿浮选分离试验研究

文章简要介绍了江西赣州某硫化矿综合回收铜锌工艺试验研究。采用部分铜快速浮选、铜粗精矿再磨精选、选铜尾矿浮选回收锌的工艺流程处理该矿石,最终获得含铜30.55%,含锌3.91%的铜精矿Ⅰ,含铜26.11%,含锌4.99%的铜精矿Ⅱ,铜综合回收率90.8%;含锌45.20%、含铜2.97%,锌回收率81.57%的锌精矿,从而达到铜锌分离的目的。