从钛浮选尾矿中回收钛铁矿的试验研究

对攀钢选钛厂细粒级钛铁矿浮选尾矿采用强磁－磨矿－浮选工艺，得到的钛精矿品位46．34％，产率3．12％，并建议采用“浮钛尾矿强磁选 富集，磨矿后返回原强磁－浮选流程”工艺回收尾矿中钛铁矿。     

某褐铁矿强磁选-反浮选试验研究

根据某褐铁矿的矿石性质,采用一段磨矿、强磁选-反浮选工艺流程,对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占60.0%,一次强磁粗选,强磁精矿再选,强磁尾矿再进行二次扫选,强磁精矿再选尾矿和强磁尾矿再选精矿合并进行反浮选,反浮选尾矿返回强磁尾矿再选的闭路工艺流程,可获得产率52.24%,品位54.04%,回收率67.03%的强磁精矿和产率47.76%,品位29.08%,回收率32.97%的最终尾矿。     

司家营研山铁矿浮选尾矿回收研究

为了降低司家营研山铁矿尾矿铁品位,对该铁矿浮选尾矿进行回收研究,试验流程1-强磁、磨矿、强磁、浮选得到浮尾精矿铁品位61.75％、精矿产率11.2％;试验流程2-螺旋溜槽选别、浮选得到浮选精矿铁品位64.33％、精矿产率5.8％.     

某赤铁矿浮选尾矿再选试验

某赤铁矿选矿厂浮选尾矿品位偏高,金属流失严重,为了提高金属回收率、增加效益,决定对浮选尾矿进行再选。通过试验验证了浮选尾矿再选的可行性,试验最终确定工艺流程为1段弱磁-1段强磁-磨矿-2段弱磁-2段强磁-1粗1扫2精浮选,并获得了铁品位为63.50%,产率为9.35%,铁回收率在30%以上的铁精矿,实现了资源的有效回收,经济效益显著。     

强磁尾矿综合回收稀土,铌选矿工艺研究

研究了以浮选为主的选矿工艺，综合回收包钢强磁尾矿中的稀土和铌矿物，获得了含ＲＥＯ３６．７０％、回收率５７．３４％的稀土精矿和含Ｎｂ２Ｏ５１．６６％的富铌铁精矿等多种产品。文中探讨了浮选捕收剂、调整剂的选择方式及工艺流程特征。     

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。     

铜绿山矿尾矿综合利用的研究与生产实践

根据铜绿山矿强磁尾矿的矿物特征 ,通过三种方案即再磨 -常规硫化浮选方案、水热硫化浮选方案和酸浸硫化浮选方案的对比试验 ,得出再磨 -常规硫化浮选方案是从铜绿山矿强磁尾矿中综合回收铜、金、银的最经济有效方案。该方案的技术特点是进行了预先磨矿及羟肟酸钠和黄药的联合使用。浮选尾矿再经重磁选 ,可再次回收铁。     

某铁矿浮选尾矿再磨再选试验研究

某铁矿在强磁-浮选工艺中,浮选尾矿品位较高,接近原矿品位,造成金属量的流失,通过对该铁矿的浮选尾矿进行再磨再选试验,从而进一步降低浮选尾矿品位,提高铁精矿的回收率和产量。     

辽宁某低品位铁尾矿可选性试验研究

为了实现尾矿高效、清洁利用,提高矿石综合回收率,针对辽宁某低品位外排铁尾矿在矿石性质研究的基础上,采用磨矿以及磁选试验开展研究.研究结果表明:采用中磁—强磁—磨矿—中磁—强磁工艺,可得到全铁品位63.37％的精矿,全铁品位38.74％的中矿,全铁品位5.88％的综合尾矿;通过对中矿浮选,经1粗1精3扫流程,最终可获得产...     

南芬铁尾矿回收石英试验研究

以本钢南芬选矿厂的尾矿为资源,回收高品质石英。试验采用原矿脱泥—弱磁—强磁—反浮选的工艺流程,最终得到石英精矿产率21.51%、石英品位99.15%的试验指标,实现了铁尾矿资源的综合回收利用。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

某铁尾矿再回收铁矿物试验研究

对某TFe品位为18.57%的铁尾矿进行了再回收试验研究。通过预富集、弱磁选可获得铁品位66.09%、回收率26.08%的弱磁选精矿;对弱磁选尾矿进行强磁选-阴离子反浮选可获得铁品位54.29%、回收率37.29%的反浮选精矿。对反浮选产品进行分析可知, 铁闪石无选择性分配是造成反浮选作业选别效率低的主要原因。     

某低品位褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿进行了强磁-阳离子反浮选和焙烧-弱磁选两种工艺的详细对比试验研究, 结果表明, 采用强磁-阳离子反浮选工艺可以获得TFe品位50.97%、回收率68.50%的铁精矿; 而采用焙烧-弱磁选工艺可以得到精矿TFe品位60.36%、回收率89.71%的良好技术指标, 尾矿TFe品位仅为4.42%。磁化焙烧-弱磁选工艺是选别该类型褐铁矿的有效方法。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

墨西哥某含硫铁矿石提质降杂选矿试验研究

对铁品位62.26%、含硫3.14%的墨西哥某含硫铁矿石开展了提质降杂选矿试验研究。采用浮选-弱磁选-强磁选工艺,可获得精矿产率87.12%、铁回收率92.59%、TFe品位65.17%、S含量0.261%、SiO2含量3.86%的综合铁精矿,同时获得产率7.53%、S品位37.22%的合格硫精矿。该高硫铁矿配入梅山自产原矿混合选铁,生产中通过提高强磁扫选磁场强度,在保证最终铁精矿品位57%前提下,可多从尾矿中回收铁品位32%的弱磁性矿物。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。     

云南某低品位钛铁矿选矿试验研究

对云南某低品位钛铁矿进行了选矿试验研究, 采用弱磁与强磁相结合的方案进行抛尾, 可抛掉TiO₂品位为1.18%、产率为81.11%的尾矿, 获得TiO₂品位为12.38%、TiO₂回收率为64.50%的抛尾精矿; 抛尾精矿采用高梯度磁选预选获得TiO₂品位为22.29%、对原矿回收率为57.16%的强磁选精矿; 以MOH为钛铁矿捕收剂, 采用一粗三扫三精浮选流程对高梯度磁选精矿进行浮选, 最终可获得TiO₂品位为45.46%、TiO₂总回收率为49.31%的钛铁矿精矿。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

某锰尾矿再选试验研究

某锰尾矿中尚含有约12%的锰。为充分利用资源,采用干式强磁选工艺、湿式强磁选工艺和干湿联合强磁选工艺对该锰尾矿进行了回收锰的的再选试验研究。试验结果表明：磨矿-湿式强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为35.41%和80.37%的锰精矿,干湿联合强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为34.45%和82.35%的锰精矿;两种工艺相比,后者可减少43%以上的入磨量,因而更为经济合理。