自制逆流分选柱用于低品位黄锑矿预富集的流场模拟及试验研究

采用自制逆流分选柱对某低品位黄锑矿进行摇床分选前的预富集以提高分选效率，并采用FLUENT 16.0数值流场模拟软件仿真与实际试验相结合的方法，研究了不同操作参数下的分选状态与效果。粒度范围-0.074+0.023 mm、Sb品位0.82%的实际矿物分选试验结果表明，在给矿质量浓度30%、底流流量50 mL/min、上升水流量8 L/h时可获得精矿品位1.42%、分选效率41.46%的效果。通过数值模拟及计算得到了在不同操作条件下整个设备内部颗粒的速度分布、密度分布以及Sb相体积分数分布，结果表明，增大给矿浓度、减小底流流量、增大上升水流量会导致下沉颗粒运动速度减小、上升颗粒运动速度增加。模拟结果与理论计算结果相符。     

自制逆流分选柱重选预富集红土镍矿的试验研究及流场模拟

采用自制实验室型逆流分选柱对褐铁矿型红土镍矿进行了预富集试验研究。结果表明,给矿流量200 m L/min(矿浆浓度为10%)、上升水流量250 m L/min、底流与溢流流量比1∶8时,底流产品中Cr品位为2.5%、Cr回收率为26.7%,溢流产品中Ni品位0.85%、Ni回收率79%。使用商业软件Fluent针对逆流分选柱的上升水流量、底流-溢流流量比进行了流场模拟分析,结果表明,在与试验条件相同的参数下,增大上升水流量、减小底流与溢流流量比,可以获得较为理想的分选效果,这与试验结果体现的规律一致。逆流分选柱可以用于红土镍矿的重选预富集工作。     

马钢罗河矿尾矿预富集—悬浮磁化焙烧—磁选技术研究

马钢罗河矿选矿厂铁尾矿TFe品位高达13%以上,具有一定回收价值。采用预富集—悬浮磁化焙烧—磁选工艺对罗河矿尾矿开展试验研究。结果表明:试样经一阶段磁选—磨矿—二阶段磁选,磁选混合精矿1粗2精2扫浮选流程分选后,获得的预富集精矿铁品位为29.17%、铁回收率57.91%、硫含量0.402%;预富集精矿在焙烧温度540℃、还原时间30 min、还原气体浓度60%、气体流量600 mL/min、还原剂H2与CO体积比为3∶1、焙烧产品磨矿细度-0.023 mm占95%、磁选场强159.2 kA/m的条件下,最终可获得精矿铁品位64.30%、回收率45.90%、S含量0.110%的技术指标。磁选精矿中主要铁矿物为磁铁矿,且磁性铁矿物中铁的分布率高达98.26%,脉石矿物主要为石英,含量为6.32%。悬浮磁化焙烧—磁选技术有效地回收了尾矿中的铁元素,为马钢罗河矿尾矿的开发利用提供了技术支撑。     

金矿浮选尾矿分选富集性能试验

针对金矿浮选尾矿中金品位低、粒度细、分选富集难的问题,提出一种集回转流-斜面流膜分选富集的工艺方法。试验结果表明:经旋流器脱泥粗选,获得的底流产率为38.64%,底流-38μm粒级含量为7.62%,金回收率为44.05%;经悬振锥面选矿机精选富集,获得的精矿品位为1.64 g/t,精矿产率为1.52%,金回收率为16.51%。综合而言,采用回转流-斜面流膜分选法可对金尾矿实现有效富集,金的总回收率达到7.27%,总富集比达到12.62。     

袁家村铁矿尾矿再选试验研究

袁家村铁矿选矿厂综合尾矿TFe品位17.50%,主要含铁矿物为赤(褐)铁矿和磁铁矿,有害元素硫、磷含量很低,铁矿物嵌布粒度细小,回收难度较大。为了给该尾矿的综合利用提供技术支持,对其进行了预富集-磁化焙烧-磁选工艺研究。结果表明:在磨矿细度为-0.037 mm75%(不磨),强磁选粗选背景磁场强度为478 kA/m,强磁选精选背景磁场强度为398 kA/m的条件下,可获得铁品位为23.24%、铁作业回收率为86.38%的强磁选预富集精矿;强磁选预富集精矿在气体流量5 m3/h、CO浓度30%、磁化焙烧温度560℃、焙烧时间15min、焙烧产物磨矿细度为-0.037 mm90%、弱磁选磁场强度为88 kA/m的条件下,可获得铁品位61.82%、铁作业回收率80.91%、对原矿回收率55.98%的铁精矿产品。     

某超低品位钒钛磁铁矿选钛工艺探讨

某超低品位钒钛磁铁矿选铁尾矿TiO_2品位极低,仅为3.33%,可回收金属矿物为钛铁矿,主要脉石矿物为橄榄石、辉石、长石和角闪石;品位低、橄榄石含量高是该矿石的两大特点,如何高效预富集及分选成为制约其开发利用的关键因素。针对选铁尾矿性质,采用强磁抛尾—强磁精矿再磨—摇床富集联合预选工艺可将TiO_2品位由3.33%提升至29.19%,作业回收率50.12%;预选精矿进一步浮选可获得TiO_2品位45.80%、浮选作业回收率为76.68%的钛精矿产品,对选铁尾矿TiO_2回收率达到38.43%,通过联合工艺使超低品位钒钛磁铁矿具备经济利用价值。     

酒钢尾矿悬浮磁化焙烧扩大连续试验研究

酒钢选厂强磁选工艺产生的铁尾矿品位较高，约为21.50%。尾矿大量堆存不仅占用土地、污染环境，还浪费了大量铁资源。为了研究利用悬浮磁化焙烧技术处理该类尾矿的可行性，缓解酒钢原料不足的矛 盾，对该尾矿进行了预富集—悬浮磁化焙烧—磁选—反浮选扩大试验研究。试验结果表明：①酒钢尾矿经一段弱磁—两段强磁预富集工艺分选，获得了铁品位26.01%、回收率82.71%的预富集精矿，预富集精矿中含铁 矿物主要为赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿，脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石。②预富集精矿在还原温度530 ℃、CO流量2.0 m3/h、N2流量3.0 m3/h、处理量99 kg/h的适宜悬浮焙烧工艺参数下，稳定试验连续运行了 48 h，取得了磁选管磁选铁精矿平均铁品位51.41%、铁回收率72.39%的技术指标。③酒钢总尾矿采用预富集—悬浮焙烧—磁选—反浮选全流程处理，最终可获得铁品位58.67%、铁回收率57.82%、SiO2含量6.48%的铁精 矿，综合尾矿铁品位12.00%，指标良好。该试验结果为酒钢下一步对该类尾矿资源的回收利用提供了技术依据。     

射流离心机工业试验研究

北京矿冶研究总院研制的SL1200射流离心机在华锡集团长坡选矿厂处理摇床尾矿,原矿锡品位0.30%,精矿产率为35.46%,锡精矿品位0.66%,锡精矿回收率为78.38%,富集比2.2,设备处理能力为1.2t/h。试验研究暴露射流机构尚存在一些问题,需要进一步改进和完善。     

贵州某高硫低品位锑矿选矿试验研究

针对贵州某高硫低品位硫化—氧化锑矿进行了选矿试验研究,试验采用新型组合抑制剂HY1-1作为黄铁矿抑制剂,硝酸铅作为辉锑矿活化剂,乙硫氮作为捕收剂。浮选尾矿采用分级—摇床流程回收氧化锑矿。全流程闭路试验获得含锑45.48%的锑精矿1和含锑23.67%的锑精矿2,精矿总回收率为82.61%。     

鞍千磁铁矿石选矿短流程优化试验

鞍千磁铁矿石铁品位为29.25%,铁主要以磁铁矿的形式存在,磁铁矿中铁的分布率为79.02%,主要脉石矿物为石英。为高效开发利用该低品位铁矿石,强化磁选分选效率,进行短流程工艺优化试验。采用 了化学多元素分析、铁物相检测和XRD分析等手段对矿石性质进行分析,并在此基础上进行了新型流程设计,针对-1 mm、-2 mm、-3 mm、-4 mm 4种粒级高压辊磨破碎产物进行了一段弱磁预选试验、弱磁预选精矿再磨 再选试验和弱磁预选尾矿强磁再选探索试验。结果表明：①物料破碎粒度越细,弱磁预选精矿品位和回收率越高,由于高压辊磨设备处理细粒级物料效果较差,确定-3 mm为最佳破碎粒度,此时精矿铁品位为38.03%、 铁回收率为88.12%;②预选精矿再磨试验中,增加再磨细度,弱磁精选精矿的铁品位不断上升,铁作业回收率则不断下降,最佳磨矿细度为-0.038 mm占94.30%,此时铁的总回收率为81.99%;③强磁探索试验中,随着 磁场强度的增加,4个粒级的强磁精矿铁品位逐渐下降,铁作业回收率逐渐提高后趋于平稳,尾矿抛尾产率逐渐减少;④选取-3 mm弱磁尾矿,在背景磁感应强度为1.0 T、给矿速度1.3 kg/min、给矿水流量6.5 L/min 、转环转速2.0 r/min、脉动200 次/min的条件下,最终可获得铁品位为16.54%、铁作业回收率为80.93%的强磁精矿,其回收价值不高,故舍弃强磁流程。最终确定了“高压辊碎磨—弱磁预选—细磨—弱磁精选”工艺 流程替代原有的“阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁选—阴离子反浮选”复杂长流程。试验完成了对鞍千矿业公司原有流程的优化,对鞍千矿业及鞍山地区磁铁矿选矿工艺指标改善具有参考意义。     

大西沟菱褐铁矿表面磁化焙烧-强磁选新工艺研究

对大西沟铁矿进行了表面磁化焙烧-强磁选预富集新工艺探索。结果表明,采用表面磁化焙烧-强磁选预富集技术,在尾矿铁损失率仅10.30%的情况下,可以将菱褐铁矿品位从23.93%提高至33.89%,抛出产率36.68%、品位仅6.72%的尾矿。表面磁化焙烧-强磁选一粗两精流程可获得强磁精矿品位42.15%、回收率69.39%,总尾矿品位仅11.44%。研究成果可为菱褐铁矿合理经济利用提供新的方案。     

内蒙古某钽铌稀有多金属矿综合利用试验研究

针对内蒙古某钽铌稀有多金属矿,采用光薄片鉴定、X-衍射分析、扫描电镜及能谱分析、电子探针分析等方法对其进行了详尽的工艺矿物学研究,查明了金属矿物主要为钽铌铁矿、锡石、细晶石等,非金属矿物主要为钠长石、石英和天河石。通过详细地工艺流程和工艺参数试验确定了“一段磨矿—强磁分选—分级摇床—摇精回收钽铌—酸洗除铁—摇尾回收锂铷云母—强磁尾矿综合回收长石云母”的选冶联合工艺,最终可得到(Ta,Nb)₂O₅品位为60.15%、回收率为21.70%的钽铌精矿1,(Ta,Nb)₂O₅品位为30.35%、回收率为3.17%的钽铌精矿2, Li₂O品位0.89%、回收率为58.98%的锂铷云母精矿1(Rb₂O品位0.34%,回收率为11.70%,云母含量为92%), Li₂O品位0.60%、回收率为5.59%的锂铷云母精矿2(Rb₂O品位0.28%,回收率为1.35%,云母含量为93%),Na₂O品位6.88%、回收率为77.95%、K₂O品位2.60%、回收率为68.30%的长石精矿,该长石精矿符合企业标准(QB/T1636-1992)中的合格品等级。     

从某尾矿中综合回收铅锑的新工艺研究

为综合回收某尾矿中的铅锑矿物,对该尾矿进行了选矿试验研究,提出了处理该尾矿的新工艺。试验结果表明,采用浮选-重选联合工艺,铅锑精矿Pb+Sb品位可达到49.19%,铅作业回收率达到52.52%,锑作业回收率达49.18%,其选矿指标较理想。     

低品位混合锑矿渣选矿工业探索试验

处理难选低品位混合锑矿渣,采用浮选-重选联合工艺,通过锑硫分离锑精矿品位可达到16％～30％,浮选尾矿重选效果比较好,重选回收率基本上可以达到50％以上,有效地提高了低品位混合锑矿渣精矿品位和选矿回收率.     

某硫铁矿尾矿再选试验研究

采用摇床重选工艺和浮选工艺对某硫铁矿尾矿进行了再选试验研究。结果表明：摇床重选可以获得硫品位为46.41%的硫精矿，但硫回收率较低，为47.62%；而以BS为捕收剂、2^#油为起泡剂进行浮选，则可以获得硫品位为45.45%，硫回收率达到83.17%的硫精矿。     

西藏某混合型锑矿选矿试验研究

针对西藏某混合型锑矿矿石的特性,试验采用浮选—重选联合工艺流程,即原矿经浮选—浮选尾矿再重选回收锑矿物,获得了产率6.59%、锑品位48.19%、锑回收率92.90%的锑精矿。     

某金锑矿选矿试验研究

对某Sb品位7.94%、Au品位1.95 g/t的石英脉型金锑硫化矿进行了浮选试验研究。采用混合浮选工艺,以丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂、硫酸为pH值调整剂、硝酸铅和硫酸铜为活化剂,经一次粗选三次精选三次扫选闭路浮选,获得了产率20.17%、Sb品位和回收率分别为37.35%和94.87%、Au品位和回收率分别为7.79 g/t和80.39%的金锑混合精矿,精矿品级符合锑精矿质量标准(YB 2419—82)中硫化锑精矿三级品,金和锑都得到较好地回收。     

贵州某硫化锑矿选矿实验研究

针对贵州某硫化锑矿矿石性脆易碎、赋存状态复杂、锑矿物嵌布粒度粗细不均且存在局部氧化的特点,对硫化锑矿的活化剂和捕收剂等进行了实验.结果表明,采用丁黄药+丁铵黑药组合捕收剂及PCA活化剂回收锑,在给矿锑品位为5.66％的情况下,获得锑精矿Sb品位57.02％、Sb回收率93.07％的指标.     

从尾矿中回收钛铁矿的试验研究

攀枝花某钛铁矿选矿厂尾矿库中尾矿TiO₂和TFe品位分别为10.28%和10.38%,采用弱磁选铁-强磁预富集钛-浮选工艺回收其中的铁和钛。弱磁选铁可获得铁品位57.5%、回收率22.19%的铁精矿; 弱磁选铁尾矿经强磁预富集得到TiO₂品位15.63%、回收率79.69%的强磁钛粗精矿; 强磁钛粗精矿经一次粗选一次扫选四次精选浮选闭路试验可获得TiO₂品位45.97%、对强磁钛粗精矿回收率76.32%、对尾矿库尾矿回收率60.82%的钛精矿。该工艺实现了钛铁矿尾矿二次资源的综合利用。