选铁尾矿中回收钛铁矿的试验研究

根据某选铁尾矿的矿石性质, 在一系列流程和条件试验基础上, 最终选定了“磨矿-螺旋溜槽-弱磁-强磁-磨矿-浮选”工艺, 第一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占50.0%, 第二阶段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占70%, 以螺旋溜槽选别抛弃绝大部分合格尾矿, 弱磁选选出磁铁矿, 强磁脱泥抛尾为浮选提供合适的选别条件, 浮选除去黄铁矿及脉石矿物。试验最终钛精矿品位为46.33%, 对原尾矿样品的产率为1.6%, 回收率16.5%。尾矿中流失的钛主要存在于脉石矿物钛辉石中。     

云南钛铁矿砂矿磁选试验研究

云南钛铁矿石中主要有用矿物为钛铁矿、钛磁铁矿,矿石泥化较严重,针对该矿石进行了磁选试验研究。对原矿采用选择性擦洗解离,可以得到TiO2品位35.31%,产率78.25%的+0.030mm产品及TiO2品位8.46%,产率21.75%的-0.030mm产品。+0.030mm粒级采用弱磁除铁,弱磁尾矿采用分级-强磁选工艺进行选钛试验,对弱磁精矿再磨后采用弱磁-强磁工艺进行钛、铁分离;-0.030mm粒级采用脱泥-磁选工艺进行细粒选钛试验。最终可得到TiO2品位48.83%的钛精矿,回收率85.51%,TFe品位56.62%的铁精矿,回收率25.17%。该工艺合理可行,选矿指标较为理想。      

钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿浮选回收试验研究

本文通过高效捕收剂FA-01对某钛砂矿选厂尾矿中的细粒级钛铁矿进行了浮选回收试验。采用“弱磁-强磁”预先抛尾、强磁精矿细磨后浮选回收工艺流程，实现了对钛砂矿选厂尾矿中细粒级钛铁矿资源的有效回收；其中预先抛尾工艺抛尾率达到66.58%，TiO2损失率为18.71%，有效去除影响浮选效果的高岭石等细泥矿物；浮选工艺在弱碱性矿浆体系下，闭路试验可得到TiO2品位43.28%，TiO2回收率为54.63%的钛精矿。     

海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

某地难选钛中矿选矿工艺研究

某地钛中矿物组成复杂,且粒度分布粗细不均,少量已赤铁矿化、褐铁矿化,并且部分钛磁铁矿磁性、可浮性与钛铁矿相似,属较难分选矿物。针对该矿石性质进行了多种选矿工艺试验研究,确定了弱磁脱除部分磁铁矿、强磁预抛尾、重选与浮选联合处理磁选粗精矿的磁选—重选—浮选联合选矿流程。浮选是回收细粒级钛铁矿的有效方法。增加浮选流程可提高钛精矿中Ti O_2回收率13%,而Ti O_2品位基本不变。在获得最佳浮选条件的基础上,进行了全流程闭路试验,获得了Ti O_2品位47.11%、回收率69.88%的钛精矿,为当地钛矿物的有效回收提供了技术依据。     

钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响

钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。     

磁—浮联合工艺回收某钒钛磁铁矿石中钛铁矿试验

为了回收陕西某难选原生钒钛磁铁矿石中的钛铁矿资源,在对矿石进行工艺矿物学研究基础上,对干式中磁抛废后的矿石进行了强磁预选—反浮选脱硫—浮选选钛工艺试验。结果表明:1该矿石属含硫高磷低品位钒钛磁铁矿石,钛主要以钛铁矿形式存在,占总钛的67.66%,主要呈浸染状产出,常发生榍石化,沿钛磁铁矿边缘或粒间嵌布,少数零星出现在脉石中;硫主要以黄铁矿形式存在;脉石矿物主要为透辉石、绿泥石、角闪石、斜长石等硅酸盐矿物。2矿石经粗粒中磁干式抛废—弱磁选铁—强磁预选富集钛—反浮选脱硫—浮选提纯钛铁矿的工艺流程处理,实现了对难选钛铁矿的高效回收,最终获得铁品位为55.12%、含钛10.17%、铁回收率为44.20%的铁精矿,以及Ti O2品位为48.01%、回收率为51.84%的钛精矿。实现了钛铁矿与比磁化系数接近的铁硅酸盐矿物等的有效分离。     

某镜铁矿选矿工艺对比试验研究

采用重选及弱磁—强磁工艺对巴西某镜铁矿进行了选矿工艺对比试验研究。结果表明,原矿磨至-0.074mm占50%,在弱选磁场强为1200Oe、强磁选场强为12000Oe的条件下,通过弱磁—强磁工艺可获得铁精矿品位67.58%、回收率96.21%的良好技术指标。用摇床重选也可获得较高品位的精矿,但与弱磁—强磁流程相比,精矿回收率较低。     

国外某高品位钒钛磁铁矿综合回收选矿试验研究

国外某钒钛磁铁矿中主要有价元素TFe、TiO_2、V_2O_5含量分别达47.20%、18.68%、0.63%。根据钒钛磁铁矿矿物的选矿特性,采用弱磁选选铁-选铁尾矿重选选钛-重选尾矿再用"SLON强磁-浮选"回收细粒钛铁矿的综合回收工艺,获得铁精矿TFe品位60.03%、回收率70.03%;V_2O_5品位1.08%、回收率94.39%;重选钛精矿TiO_2品位48.17%、回收率27.64%;浮选钛精矿TiO_2品位46.64%、回收率16.12%。试验成果为评价该矿产资源综合利用的可行性提供了选矿技术支撑。     

东鞍山铁矿石高效分选新技术研究

针对东鞍山烧结厂赤贫铁矿选矿过程中存在的流程复杂和铁精矿回收率低等问题,在矿 石工艺矿物 学研究基础上,提出采用“磨矿—弱磁—强磁—混磁精矿再磨—反浮选”短流程高效分选新技 术开展试验研究。结 果表明,在磨矿细度-0.074 mm 占 80%、弱磁选磁场强度 80 kA/m、强磁粗选磁场强度 480 kA/m、强磁扫选磁场强度 640 kA/m 的条件下得到混磁精矿;混磁精矿再磨细度为-0.038 mm 占 90%,然后在粗选矿浆 pH=11.5、淀粉用量 1 100 g/t、CaO 用量 750 g/t、ksIII 用量 1 300 g/t,精选 ksIII 用量为 650 g/t 条件下进 行反浮选,全流程扩大连续试验获得了精 矿铁品位 66.28%、回收率 76.67% 的技术指标。     

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿，原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%，含Fe 13.91%，矿石风化严重，含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异，采用重选实现有价矿物的预富集，磁铁矿具有强磁性，采用弱磁选回收磁铁矿，磷灰石和烧绿石具有可浮性差异，浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿，重选精矿磨细至-0.074 mm占78%，在磁场强度为0.45 T条件下，经弱磁选铁，获得了Fe品位61.69%，回收率38.83%的铁精矿，选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂，经1粗2精2扫磷浮选，获得了P2O5品位为37.59%，回收率为47.88%的磷精矿，选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂，经1粗2精2扫铌浮选，获得了Nb2O5品位37.56%，Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究

针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。     

辽西风化壳型钒钛磁铁矿预富集试验研究

针对辽西风化壳型钒钛磁铁矿有用矿物难以回收利用的问题,进行了详细的工艺矿物学研究。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、（钛）磁铁矿、钒磁铁矿、钛铁矿,非金属矿主要有长石、角闪石和石英。其中钛、钒主要以类质同象的形式赋存在磁铁矿中,且矿石中磁铁矿、钛铁矿及脉石矿物嵌布关系复杂,解离困难。分别采用直接磨矿-弱磁选预富集、粗粒干式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集、粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集工艺进行了预富集工艺对比试验。结果表明,粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选无论在功耗还是回收率指标方面均优于其余2种工艺。采用该工艺在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,获得了V₂O₅含量为1.561%、回收率为60.96%,TFe品位为40.43%、回收率为24.83%的预富集精矿,可以满足后续直接酸浸提钒的工艺要求。对粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选工艺获得的精矿、尾矿进行分析检测表明,钒、钛以类质同象的形式替换磁铁矿中的铁,使预富集精矿铁品位较低,预富集精矿中磁铁矿、钛磁铁矿、脉石矿物嵌布关系复杂紧密,无法通过机械磨矿使其解离。因此,即使继续增加磨矿细度,预富集精矿全铁品位也仅能保持在40%左右,不能再继续提高。     

某低品位坡洪积型钛铁矿石选矿工艺研究

江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO₂品位2.63%，钛铁矿嵌布粒度细，矿石矿物组成复杂，黏土含量高。为开发利用该矿石资源，在工艺矿物学性质研究的基础上，首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验，磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO₂损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验，TiO₂品位由6.78%提高至14.53%；二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选，重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂，经1粗4精1扫闭路浮选，能获得TiO₂品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此，采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺，最终能获得TiO₂品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

某复杂稀有金属伴生矿选矿试验研究

内蒙古某稀有金属伴生矿REO含量0.28%,Nb2O5含量0.24%,铁品位5.72%,稀土和铌矿物嵌布粒度微细,稀土矿物主要有氟碳铈矿和独居石,铌矿物主要为钽铌锰矿和钇复稀金矿,铁钛矿物为钛磁赤铁矿、锰钛铁矿,脉石矿物主要有石英和长石。分别研究了重选、磁选及磁选—重选联合流程对原矿稀土、铌、铁的预富集效果。结果表明,重选对原矿中铁、稀土和铌的预富集效果不理想,高梯度磁选和磁选—重选联合工艺可获得较好的预富集效果。在磨矿细度-74μm含量占82.5%,磁场强度1.0 T的条件下,高梯度磁选试验可获得TFe 32.59%、REO含量1.57%、Nb2O5含量1.34%的粗精矿,三者回收率分别为85.57%、85.20%和86.94%,粗精矿可采用冶金工艺分离提取稀土、铌、铁。     

河北某难选锌铁矿石选矿试验

河北某锌铁矿石可回收利用的金属元素主要为Zn、Fe,并伴生可综合回收的Ag、Cd,但矿石性质复杂,主要有用矿物闪锌矿和磁铁矿嵌布粒度细,与脉石矿物解离困难,属较难选锌铁矿石。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:在-0.074 mm占85%的磨矿细度和-0.038 mm占70%的粗精矿再磨细度下,以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、原矿经1粗2扫4精闭路浮选,可获得锌品位为49.15%、锌回收率为91.01%的锌精矿,Ag、Cd富集于锌精矿中,品位分别为162 g/t、0.25%,回收率分别为58.12%、92.58%;浮选尾矿经弱磁粗选—粗精矿再磨至-0.043 mm占82%后2次弱磁精选,可得到铁品位为63.18%、铁回收率为56.09%的铁精矿。