从选铁尾矿中回收白钨选矿试验研究

对某选铁尾矿中的白钨进行了综合回收试验研究。根据试料性质,采用了弱磁选-重选-强磁选、弱磁选-重选、弱磁选-重选-浮选等3种方案进行白钨选矿试验,最终确定弱磁选-重选-浮选工艺。试验结果为铁精矿品位Fe65.89%,回收率22.07%,钨精矿品位WO351.64%,回收率为10.94%的分选指标。     

云南某菱铁矿焙烧产品选矿工艺研究

通过对云南某菱铁矿石焙烧产品的性质及其相关研究认为,细磨-弱磁选是有效处理该焙烧产品的工艺.试验表明:①该菱铁矿焙烧效果较好;②磨矿是影响选矿指标的重要因素;③弱磁选和重选都能有效地回收磨细焙烧产品中的铁矿物;④在相同磨矿条件下,弱磁选比重选回收率高,而富集比相对较低;⑤采用磨矿(磨矿细度为72.51%-0.074mm)-弱磁选(磁场强度为232kA/m),一次粗选,一次精选工艺选别该焙烧产品,可以得到铁品位为74.10%,回收率为93.06%的铁精矿.     

西北某微细粒级难选磁铁矿选矿试验研究

西北某磁铁矿石属于典型的低品级微细粒嵌布的难选磁铁矿石。本文采用多种工艺对该类矿石进行试验,探索提高精矿铁品位及回收率的有效途径,包括阶段磨选、反浮选、尾矿强磁选、焙烧磁选、直接还原等。其中,"阶段磨选-精矿反浮选,尾矿强磁选-焙烧弱磁选"工艺获得精矿品位为60.02%、回收率为66.10%、选矿比为2.772倍的综合指标。     

牙买加赤泥提铁实验研究

通过实验室试验,对牙买加赤泥分别进行了直接还原-磁选和磁化焙烧-磁选两种工艺方案的提铁实验研究。试验结果表明:采用磁化焙烧-磁选工艺方案,最终得到的铁精矿品位最高为31.84%,铁回收率最高57.46%;采用直接还原-磁选工艺方案,最终得到的金属化铁粉的铁品位最高34.62%,金属化率42.20%,铁回收率最高65.04%。     

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。     

甘肃某氧化型锰矿选矿试验研究

针对甘肃某氧化型锰矿进行了工艺矿物学及选矿试验研究,原矿中Mn含量为21.48%。通过重选方法 "原矿-磨矿-重选"工艺,可得到锰品位25.50%,回收率为58.73%,尾矿中锰17.10%,损失率41.27%。通过原矿-磨矿-湿式强磁选工艺,在-0.074 mm含量为68.45%,用1650 mT的磁场强度下进行湿式强磁选所得到的锰精矿和尾矿,锰精矿含锰28.75%,回收率55.59%,尾矿中含锰15.96%,损失率为44.41%。将试验所获得的"精矿+中矿"合并焙烧后锰精矿锰品位可提高到29.21%以上,质量达到国标冶金用锰矿石A类A5Ⅱ组标准。     

褐铁矿型红土镍矿磁化焙烧—弱磁选试验研究

本研究以生物质锯末为还原剂,采用磁化焙烧—弱磁选工艺对褐铁矿型红土镍矿生产铁精矿进行试验研究,确定了还原焙烧—弱磁选工艺的最佳工艺条件。研究结果表明:在粒径-0.074mm的红土镍矿质量分数占85%~90%、锯末用量为红土镍矿质量分数的17.5%、焙烧温度850℃、焙烧时间20min、冷却方式为水冷、弱磁选磁场强度为1 400Gs条件下,镍、铁回收率分别为83.14%和54.8%,精矿中Ni、Fe品位分别达到1.486%和60.75%,达到了钢铁对铁精矿成分的要求。     

红土镍矿含碳球团还原焙烧-磁选试验

为提高红土镍矿金属品位及回收率,采用含碳球团还原焙烧-磁选分离工艺对镍品位为1．45％（质量分数,余同）的红土镍矿进行了处理,研究了还原温度、配碳量、还原时间以及磁选工艺对Ni、Fe品位和回收率的影响。试验结果表明：随着还原温度和配碳量的增加,Ni、Fe品位及回收率均会增加,其中温度的影响最大,配碳量次之,时间最小。1...     

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。     

云南某细粒嵌布磁铁矿可选性研究

对云南省某磁铁矿做工艺矿物学研究,查明该矿石全铁含量为12．35％,主要磁性矿物为磁铁矿和钛铁矿。针对该磁铁矿性质,制定了一段磨矿-阶段磁选-重选流程方案。通过一次弱磁选,得到品位为60．42％,回收率为34．69％的铁精矿。试验研究结果表明：在现有选矿经济技术条件下,铁的回收率较低,要获得商业开发利用价值非常困难。     

Processing of Ferruginous Chromite Ore by Dry High-Intensity Magnetic Separation

Mineral and morphological characteristics of chromite ore strongly affect the separation efficiency while upgrading the low-grade deposits. Usually, chromite ore enrichment is carried out by using gravity separation due to high-concentration criterion between chromite and other minerals. However, chromite ore from Sukinda region, India, is a typical ore body with high iron content in the chromite spinel as well as gangue content in the form of oxide and hydroxides of iron-bearing minerals. So, the separation efficiency reduces by gravity method due to the lower value of concentration criterion. To address this, dry magnetic separation is an alternative approach to separate these iron-bearing gangue minerals from the chromite. This work investigated on the application of different dry high-intensity magnetic separators to separate the chromite grains from ferruginous chromite ore deposits of India. Prior to the separation, two different ore deposits of Sukinda region are subjected to detailed mineral, chemical, morphological, as well as magnetic properties characterization to visualize the separation. Tests confirm the effect of magnetic field strength along with other process parameters that influence the process of the separation of iron-bearing gangue minerals. The results on these separators are related to the influence of mineralogy, process parameters, and magnetic property of minerals, based on the experimental and statistical analysis of the process. Also, effect of desliming of the low-grade deposit prior to the dry magnetic separation is highlighted.     

选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究

研究了攀枝花钒钛磁铁矿选铁尾矿的物质特性，进行选铁尾矿回收钛铁矿及硫化矿的工艺研究，提出了几种流程：当品种为钛白粉钛精矿，扩大连选流程是强磁-浮选，强磁-强磁-浮选，实验室流程是重选-浮选，分级强磁-电选，重选-强磁-浮选；当品种为造块用钛精矿，扩大连选流程是强磁-强磁-浮选，实验室流程是强磁-浮选，强磁-重选-浮选。在小型试验中分级强磁-电选工艺得到钛精矿产率为13．93％，品位为49．2l％，回收率60．63％较好指标。     

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。     

安徽某铁矿选矿试验方案对比研究

根据安徽某铁矿的铁矿物和脉石特点,采用阶段磨矿→重选→强磁→反浮选联合工艺流程,依据粗选的侧重点不同,选择三个较佳的方案进行对比试验。其试验结果都能获得品位66％、回收率81％以上的铁精矿。通过对成本、分选效率和稳定性等因素进行比较,最终选择推荐应用于选厂设计的工艺流程。     

白云鄂博氧化矿选矿工艺优化试验研究与应用

在白云鄂博氧化矿石工艺矿物学特征分析基础上,结合白云鄂博氧化矿选矿工艺流程中中磁-强磁选工艺现状,通过中磁给矿与强磁精矿性质分析和强磁精矿反浮选试验研究,提出了优化中磁-强磁选工艺的方案与建议,经实验室试验研究,有效地提高了浮选给矿品位及最终浮选精矿品位。     

白云鄂博矿硫的分布特性及降硫的研究进展

文章对白云鄂博矿中硫的分布情况进行考察,并进行降硫的系列试验研究,可使白云鄂博氧化矿弱磁选铁精矿中的w(S)由1.02%降到0.33%,铁精矿产率损失5.33%;磁铁矿弱磁选铁精矿中的w(S)由1.72%降到0.48%,铁精矿产率损失3.28%,基本达到课题目标(铁精矿中w(S)0.4%,铁精矿产率损失小于8%),但降硫后产生的硫精矿(产率较高,硫品位低、铁品位高)再处理尚无有效的办法。     

某钛选厂钛磁铁矿提铁收钛工艺研究

云南某钛选厂的生产工艺流程是重选一弱磁联合流程,重选采用螺旋溜槽回收钛,螺旋溜槽尾矿经过弱磁选得到钛磁铁矿,其含TiO2 22．86％,含Fe50．80％。此部分产品一般以低价销售,资源利用率不高。为此,对该钛磁铁矿进行详细的浮选、磁选、重选及联合分选工艺的提铁收钛选矿试验研究,得到了高品位的铁精矿和合格的钛精矿产品,提高了选厂的经济效益。     

河南某难选低品位微细粒金红石选矿试验研究

对河南省某低品位难选细粒金红石与钛铁矿进行了矿物学及分选试验研究。矿石中金红石与钛铁矿均有回收利用价值,金红石矿物呈他形、半自形柱状,多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布,钛铁矿连生体呈细小的粒状被角闪石、黑云母和石英包裹。目的矿物金红石嵌布粒度较细,属细粒、微细粒不均匀嵌布,粒度区间跨度较大,一般为0.037~0.074 mm。在原矿TiO2含量为2.10%,Fe2O3含量为9.69%的情况下,经重选—磁选—酸洗—浮选的原则流程可得到金红石精矿品位为88.25%、回收率为97.80%,钛铁矿精矿品位为11.76%、回收率为89.57%的较好指标。其中重选为一粗一精,强磁选扫二、扫三中矿合并再重选的流程;磁选为一粗四扫,扫一、扫四中矿与粗选精矿合并成磁选精矿进行酸洗;浮选为一粗两精两扫流程。研究结果对难选低品位微细粒金红石矿的综合利用具有一定的指导意义。