从某钨矿选厂钨细泥中回收钨、锡的试验研究

采用白钨的常温浮选分离技术,优化合理的组合药剂制度,对某钨矿的钨细泥进行高梯度磁选、浮选、摇床重选、离心机选别的对比试验,采用"摇床—浮选—摇床"、摇床—浮选—电选"、离心机—浮选—离心机"联合流程等方案分选白钨锡石,确定"高梯度磁选—离心机"选别黑钨矿"、离心机—浮选—离心机"联合流程分选白钨和锡石的适宜工艺,经全流程闭路试验,可获得钨精矿品位41.67%、回收率55.36%,锡精矿品位42.23%、回收率48.95%,试验达到了良好的指标。     

微细粒级钨细泥选矿试验研究

某钨矿主干流程为重选工艺,钨回收率小于63%,约30%的钨矿物损失于原生钨细泥和由于过粉碎产生的次生钨细泥中.为了提高资源利用效率,对该企业重选尾矿中的微细粒级钨细泥资源进行了高梯度磁选、浮选、离心机重选对比试验研究以及＂浮选-离心机重选＂联合流程试验研究.采用＂浮选-离心重选＂联合流程,开路试验获得的钨精矿品位达到32.14%,回收率达到73.51%,试验获得了良好的指标,对微细粒钨细泥的回收具有借鉴意义.     

广东某低品位黑白钨混合矿选矿试验研究

随着钨资源不断开发利用,钨矿品位逐年下降,造成采选成本高,选矿难度大,尤其黑白钨混合矿综合利用率较低。为了解决如何高效回收利用这类钨矿山资源的难题,针对某矿山原矿WO₃含量为0.15%的钨矿石进行选矿试验研究。研究表明,采用强磁选-重选-浮选联合工艺,强磁选-重选可获得黑钨摇床精矿和黑钨摇床中矿,其WO₃含量分别为56.76%和21.08%,回收率分别为20.43%和5.20%;强磁选矿尾矿分级溜槽重选和摇床重选可获得白钨摇床精矿,其WO₃含量为58.34%,回收率为37.33%;摇床中矿和细泥归队集中浮选可获得白钨浮选精矿,其WO₃含量为65.04%,回收率为16.91%;最终黑白钨精矿及钨中矿产品中钨回收率合计为79.87%。该工艺可以获得较好的钨选矿指标,且选矿经济效益明显,可实现钨的高效回收,为此类资源的开发利用提供借鉴。     

微细粒级钨细泥选矿试验研究

某钨矿主干流程为重选工艺,钨回收率小于63%,约30%的钨矿物损失于原生钨细泥和由于过粉碎产生的次生钨细泥中.为了提高资源利用效率,对该企业重选尾矿中的微细粒级钨细泥资源进行了高梯度磁选、浮选、离心机重选对比试验研究以及"浮选-离心机重选"联合流程试验研究.采用"浮选-离心重选"联合流程,开路试验获得的钨精矿品位达到32.14%,回收率达到73.51%,试验获得了良好的指标,对微细粒钨细泥的回收具有借鉴意义.     

钨矿山尾矿综合利用试验研究

通过对13个钨矿选厂的尾矿进行综合利用选矿试验研究,采用浮选-重选和浮选-磁选-重选联合流程,可选得钨粗精矿平均含WO320%以上,回收率17%～37%,硫化矿中钼平均品位4.19%,回收率67.60%,铋平均品位2.78%,回收率41.36%,为矿山企业保护和合理开发利用钨尾矿二次资源提供了技术支持和储备。     

江西某钨矿白钨加温尾矿选矿试验研究

针对江西某钨矿白钨加温尾矿矿石性质的变化和现场生产情况,对该加温尾矿进行了合理的重选试验和磁选试验研究。采用了磁选与重选的联合工艺流程进行试验。小型试验结果表明:试验可获得磁选精矿钨品位25%左右,精矿钨回收率不低于65%,尾矿钨品位0.5%左右的较好指标,为试验选厂的生产试验提供了指导和参考。     

海南钨钼多金属矿选矿试验研究

海南某地钨钼矿原矿含Mo 0.56%,WO3 0.28%,Fe 2.44%,钼主要以辉钼矿形式赋存于矿石中,钨主要以白钨矿和黑钨矿形式赋存于矿石中,铁主要以磁铁矿形式赋存于矿石中,属于低品位钨钼铁多金属矿。采用一次粗选一次扫选四次精选的浮选工艺回收钼,浮选尾矿采用弱磁选回收磁铁矿,一次粗选两次精选的重选工艺回收钨。通过试验得到了适合该钨钼多金属矿选矿的浮选-弱磁选-重选工艺流程,该工艺可以得到Mo品位为45.86%,含WO3 0.07%,含Fe为1.12%,回收率为88.19%的钼精矿;WO3品位72.80%,含Fe 0.07%,含Mo0.02%,回收率为82.88%的钨精矿;Fe品位为56.88%,含WO3 0.06%,含Mo 0.03%,回收率为50.15%的铁精矿,实现了对低品位钼钨铁多金属矿的综合回收利用。     

某难选高硫含铜白钨矿选矿试验研究

某难选高硫含铜白钨矿中钨主要以白钨矿的形式存在,硫化铁主要以磁黄铁矿的形式存在。为给该矿石的开发利用提供技术支持,采用磁选-铜硫混合浮选-白钨浮选原则流程进行条件试验。结果表明,原矿磨矿至-74μm占65%时进行磁选,可获得品位为38.33%、回收率为51.14%的硫精矿,而磁选尾矿经铜硫混合-铜硫分离浮选,可分别获得品位为20.06%、回收率为73.12%的铜精矿和品位为35.20%、回收率为42.11%的硫精矿;其中铜硫混合浮选尾矿以碳酸钠为调整剂、水玻璃为抑制剂、731氧化石蜡皂为捕收剂,进行一粗一扫三精白钨常温浮选,可得到WO_3品位为63.93%、回收率为89.60%的白钨精矿,有效地实现了铜硫的分离和白钨矿的回收。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。     

四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究

针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。     

某铜尾矿中磁性铁与钙铁榴石综合利用试验研究

在对某铜尾矿多元素、矿物组成和铁物相分析结果基础上,针对磁性铁和钙铁榴石分别进行了磁选、重选探索试验,重-磁和弱磁-强磁联合回收工艺对比研究。结果表明:采用弱磁-强磁联合工艺,磁性铁品位65.40%、回收率11.12%,钙铁榴石精矿品位为92.88%,回收率74.12%,综合产率达到70.93%。     

云南某褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿采用磁选、重选、重选-絮凝-磁选、焙烧磁选等选矿方法进行了试验研究。在焙烧磁选试验中获得了铁精矿品为59．24％，回收率为87．03％的好的分选指标。从经济方面考虑，建立采用重选一絮凝一磁选工艺联合流程比较适宜。     

某地铁矿体选矿工艺矿物学和选矿试验研究

文章介绍了湖南某地铁矿体的选矿工艺矿物学和选矿试验研究。研究结果表明,采用弱磁选一强磁选试验流程可从含铁为30．17％的试样中获得弱磁选铁精矿产率为20．81％,含铁67．42％,铁回收率为46．50％;强磁选铁精矿产率为15．50％,含铁59．71％,铁回收率为30．68％。铁总回收率为77．18％的良好指标。     

内蒙古某铁矿选矿工艺试验研究

内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。     

隐晶质鲕状赤铁矿磁化焙烧过程中铁物相转变规律

摘要：鲕状赤铁矿具有含磷高、易泥化,铁与脉石矿物呈鲕状嵌布结构等特点,常规的重选和浮选等工艺难以取得较好的选矿指标。磁化焙烧-磁选工艺是利用高磷鲕状赤铁矿最有效的手段之一。X射线衍射（XRD）分析结果表明,在750℃的条件下,焙烧矿中磁铁矿的相对质量分数最大。焙烧温度高于800℃会发生过还原现象,生成富氏体,不利于焙烧矿的弱磁选。光学显微镜分析表明磁化焙烧过程不会破坏鲕状赤铁矿的鲕粒结构,只发生铁物相的转变。赤铁矿到磁铁矿的晶型转变由表及里,但是多数鲕状赤铁矿颗粒不会完全磁化,磁化焙烧效果与粒度有关。全铁品位为43.74%的矿样,在焙烧温度750℃、焙烧时间60min的条件下,弱磁选可得到全铁品位为55.42%,铁回收率为85.66%的人工磁铁矿,磁铁矿转化率在90%以上。     

云南某褐铁矿石选矿试验研究

主要对广西某褐铁矿进行选矿试验研究,针对该矿石铁品位相对较高,含S、P成分少的性质,采用了单一重选、磁选及氧化焙烧-强磁选和还原焙烧-弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明,采用单一摇床重选或强磁选,精矿铁品位和回收率都低,选别效果较差;采用氧化焙烧-强磁选工艺,氧化焙烧可以把原矿品位提高到57%,强磁选对提高矿石品位效果较差;采用还原焙烧-弱磁选工艺效果较好,可获得品位为59.77%、回收率为77.24%铁精矿。     

贫赤铁-黄金尾渣悬浮态磁化焙烧选矿试验

针对河南黄金尾渣中低品位、难选的赤铁矿,采用悬浮态磁化焙烧-磁选工艺和阶段粉磨-磁选工艺流程对该黄金尾渣进行选矿试验,并取得了良好的效果:原矿铁品位只有27.30％,在焙烧温度750～850℃、焙烧时间2～3 s的煤基直接还原和一定的粉磨-磁选条件下,获得铁品位56.05％、回收率77.51％的铁精矿.分析了影响焙烧磁选的主要因素.     

陕西某低品位钒钛磁铁矿资源综合利用新工艺研究

陕西某钒钛磁铁矿资源,TFe品位为15．85％,TiO2品位2．94％、V2O5品位0．14％,属尚难利用低品位钒钛资源。通过采用新型ZCLA选矿机进行粗粒湿式抛尾,再采用弱磁选回收钒钛磁铁矿,强磁选一重选工艺回收钛铁矿,最终实现该矿铁、钛、钒资源的综合利用,钒钛磁铁矿产率13．37％,品位可达到60．18％～65．27％,磁性铁回收率达到98％以上,钛铁矿产率1．94％,钛铁矿回收率84．09％以上,铁精矿含V2O5富集到0．89％～0．93％,改变了矿山只能回收铁资源的现状,开创了钒钛铁资源综合回收的新工艺。     

A Beneficiation Study on a Low Grade Iron Ore by Gravity and Magnetic Separation

In this paper, a sample from Tange-zagh iron mine was characterized by gravity and magnetic separation methods. The mineralogical studies showed that hematite and goethite are the main iron-bearing minerals with insignificant amounts of FeO. The results indicated that spiral separation yields higher separation efficiency than others. The combination of spiral and multi gravity methods showed that the grade and recovery could be obtained 58.7 and 55.6%, respectively. Scrubbing and de-sliming stages increased the recovery in the wet high intensity magnetic process. With a four-stage process of separation, the WHIMS by scrubbing and de-sliming was applied to achieve a final concentrate with grade of 62.6% Fe and recovery of 57.1% Fe.