内蒙某钽铌尾矿回收锂云母工艺研究

内蒙某钽铌尾矿含有大量的锂云母矿物,尾矿中的脉石矿物主要为长石、石英类硅酸盐矿物,矿石中的细泥(含原生细泥和磨矿产生的次生细泥)矿物制约锂云母浮选精矿品质的提高。对含Li2O 1.02%的钽铌尾矿,采用尾矿脱泥-锂云母浮选(一次粗选、一次选扫)的工艺流程,锂云母浮选采用碳酸钠作调整剂,椰油胺+MC-2作组合捕收剂,获得锂精矿含Li2O 5.02%,达到优质锂盐级标准;锂精矿对钽铌尾矿回收率为74.82%,有效实现了尾矿中锂资源的综合回收利用。     

攀西某铜矿尾矿资源化利用研究

针对攀西某低品位尾矿进行了资源化利用技术研究。结果表明,针对含铜0.039%、含钴0.005 2％的尾矿矿样,采用“铜钴混合浮选-铜钴分离”工艺,可获得Cu品位13.38%、回收率21.19%的铜精矿和Co品位0.32%、回收率17.20%的硫钴精矿;对混合浮选后的尾矿采用“弱磁选-强磁选-重选”联合工艺,可获得TFe品位60.99%、回收率7.12%的铁精矿和K₂O品位8.67%、回收率30.68%的云母精矿;对选云母后的尾矿开展多功能矿物硅肥制备研究,可获得有效硅(以SiO₂计)含量38.75%的多功能矿物硅肥。该技术可实现攀西某铜矿尾矿减量56%以上。     

悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用

弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后（磨矿细度-0.074 mm 85%）再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。      

选铁尾矿回收云母选矿试验

某选铁尾矿其云母含量为20.34%,具有工业回收价值,为此进行了云母回收试验。经试验研究采用脱泥-碱性浮选选矿工艺,最终试验获得了回收产率在10%左右,K₂O含量为7.93%,云母矿物含量在96%以上的高纯度云母,此工艺的推广有效地降低了其尾矿排放量,经济效益和社会效益显著。     

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿-阶段重选”选矿工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。为提高矿产资源的利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行综合回收试验研究。经多元素化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位低,锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。钽铌尾矿应优先考虑回收锂云母和长石,钽铌可作为附产品富集。但该尾矿中Fe2O3含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收工艺采用强磁选除铁回收长石产品,同时富集钽铌、浮选法回收锂云母和重选法回收钽铌。在原则流程和优化条件试验的基础上,钽铌尾矿综合回收流程试验可获得长石产品（产率71.48%,Fe2O3≤0.006%）、锂云母精矿（Li2O品位3.51%,回收率77.66%）和钽铌精矿（Ta2O5品位4.06%,回收率30.17%;Nb2O5品位4.07%,回收率36.39%）,较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

江西金尾矿资源的性质与绢云母提取研究

黄金矿山选矿中95%以上为尾矿,实现金尾矿综合利用的前提是充分查明其性质与特征。针对江西某金尾矿,采用XRF、XRD和化学分析手段,查明了金尾矿的化学成分;利用岩矿鉴定、EMPA和EDS分析等方法,研究了该物料的资源性质与矿物学特征,着重考察了动态分级-浮选工艺流程提取绢云母的效果。结果表明:该金尾矿中含金0.495 g/t,含银1.70 g/t,且金以铁等氧化矿物中包裹金存在,占比58.18%,显微镜下未发现残余的金颗粒。金尾矿中SiO_2、Al_2O_3分别为62.21%和13.54%,残余的矿物主要为石英、绢云母和方解石;绢云母多为细粒级产出,片径为0.01～0.2 mm,具有较好的回收前景。该试样筛析-0.074 mm 41.58%,残余含金矿物的单体解离度不高,含金矿物多赋存在比重较高的重矿物或金属矿物中,仍有部分提金潜力。提取绢云母采用Φ75 mm、沉砂嘴内径为6 mm的动态分级效果较好,经一粗二精一扫浮选工艺可以获得产率为11.61%,Al_2O_3含量为23.91%,Al_2O_3回收率为21.19%的较好指标。     

江西某钨锡重选尾矿综合回收石英和长石试验研究

针对江西某钨锡重选尾矿中石英、长石、云母含量高的特点,试验采用磨矿—磁选除铁—脱泥—云母浮选—石英与长石浮选分离的无氟少酸工艺综合回收石英和长石。在试样磨矿细度?0.074 mm含量占73.20%、磁场强度为1.0 T条件下进行磁选除铁,非磁性产品采用静置—虹吸方法脱去?0.020 mm细泥。磨矿—磁选—脱泥等预处理后的样品采用碳酸钠调整矿浆pH=10.5、捕收剂YF-1用量240 g/t 和十二胺用量80 g/t 联合浮选云母。对云母浮选尾矿以Ba2+用量120 g/t活化石英、YF-2用量250 g/t 抑制长石、捕收剂YF-1用量250 g/t 进行石英与长石的浮选分离。石英浮选尾矿即为长石精矿 ,石英精矿通过酸法反浮选长石工艺得到石英精矿和长石副产品。试验获得石英精矿产率25.30%,SiO₂含量99.20%,石英矿物回收率50%;长石精矿产率22.69%,K₂O+Na₂O含量13.16%,长石副产品产率7.68%,K₂O+Na₂O含量9.23%,长石矿物总回收率约79%;云母精矿产率14.50%,K₂O含量7.65%,Na₂O含量1.65%,Al₂O₃ 含量16.40%,云母矿物回收率85%。      

某铅锌矿选锌尾矿工艺矿物学分析

为查明某铅锌矿选锌尾矿回收硫资源过程中硫损失的原因,对该矿山选锌尾矿进行工艺矿物学研究。研究结果表明,样品中主要可供回收的有用矿物是黄铁矿,其次为方铅矿和闪锌矿,脉石矿物主要是石英、方解石和白云石/铁白云石,黄铁矿的含量较高,其解离度为94.31%。基于工艺矿物学研究并结合取样分析,推荐两种提高硫回收率的方案:1.建立新的分选流程,对浮选尾矿进行再磨浮选,对旋流器溢流进行再选;2.在已有的选硫流程基础上进行改进,通过预先分级,将锌尾分为粗粒级和细粒级两部分,各自单独进行分选,粗粒级部分进行再磨浮选,细粒级部分直接浮选。     

绢云母石英片岩型石榴石矿综合利用研究

四川某地绢云母石英片岩型石榴石矿的主要矿物为绢云母、黑云母、石榴石、石英及少量绿泥石。通过对原矿性质分析,将磨矿脱泥除铁后的矿样分级(+0.15 mm和-0.15 mm),采用摇床重选石榴石精矿,通过"一粗两精"的重选流程,最终获得石榴石精矿(粗粒+细粒)回收率达92.62%,实现了石榴石的有效回收。重选尾矿(云母与石英)以H2SO4作为调整剂,十二胺(DDA)作为捕收剂,通过"一粗两扫两精"浮选闭路试验流程,可获得含Al2O3品位为29.26%的云母精矿,尾矿可通过加强扫选满足石英行业标准。云母精矿在磁感应强度为1.0 T时,绢云母尾矿中Fe2O3含量仅为2.08%,实现了绢云母与黑云母的有效分离,最终达到了综合利用绢云母石英片岩型石榴石矿的目的。     

峨口铁精矿提铁降硅选矿试验

峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO₂含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO₂含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明：先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO₂含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO₂含量达到预期目标。     

尾矿回收铁资源选矿试验

根据某铁矿山老尾矿库尾矿的性质特点,进行了尾矿铁资源回收工艺试验,试验采用原矿阶段磨矿—弱磁+细筛—强磁—重选流程,最终获得了产率为22.12％,铁品位为58.90％,铁回收率为64.31％的符合冶炼要求的铁精矿,并为此类尾矿资源地开发利用提供了技术依据.     

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。     

Evaluation of Additional Iron Recovery from Iron Ore Tailings

The article demonstrates feasibility of additional iron recovery from the secondary kind of mineral raw materials—dry magnetic separation tailings obtained at crushing and processing factories of Abaza and Irba and wet magnetic separation tailing produced at Abagur processing plant of Evrazruda. Dry centrifugal separation treatment of Abaza tailings–3 mm in size allowed 6.3% of middlings with Fe_total and Fe_mag contents of 40.4 and 32%, respectively; the result of dry magnetic separation of Irba tailings -5 mm in size is 7.7% middlings with the content of Fe_total and Fe_mag 39.9 and 30.8%. Wet magnetic separation of Abagur tailings -0.007 mm in size allowed recovery of 0.6 to 1.45% of magnetic fraction with Fe_total content of 53.3 and 51.6%, respectively, and Fe_mag content of 49.8 and 48.5%. Fitting of modern separators with the magnetic systems based on neodymium–ferrum–boron considerably improves output of the machines (in dry centrifugal separation circuit) and enhances the yield of magnetic product in wet separation of tailings.     

云南某铁尾矿铁综合回收

云南某铁尾矿含铁17.11%,可选铁主要以磁铁矿的形式存在,其次是赤、褐铁矿,细度为-0.074 mm 42.51%,采用弱磁、强磁抛尾,抛尾粗精矿再磨至-0.074 mm 91%后经弱磁—摇床分选,可得到产率为11.48%,品位为59.51%,回收率为39.58%的铁精矿,可实现铁的综合回收利用。     

某含铜铁矿石选铁工艺试验研究

对铁品位34%左右的某铜铁矿山选铜尾矿进行了单一强磁选、强磁选-重选、强磁选-磨矿-反浮选、强磁选-磨矿-强磁选-反浮选、磨矿-强磁选-反浮选的多方案试验研究, 经对比分析, 最终确定采用磨矿-强磁选-反浮选工艺, 可获得精矿铁品位63.17%、回收率70.30%的良好指标。     

铁矿矿石生产超级铁精矿的研究

用一种新工艺对铁矿矿石进行了可选性研究,获得了铁品位为71.84%、二氧化硅含量为0.13%的超级铁精矿.     

峨口铁矿尾矿中碳酸铁的回收

为了综合回收峨口铁矿现有选矿工艺无法回收的碳酸铁资源，根据矿石工艺矿物学特性及尾矿性质，采用预选－－浮选原则工艺，对从选矿厂综合尾矿中回收碳酸铁进行了大量的试验研究。