从萤石尾矿中回收石英的试验研究

为在湖南某萤石尾矿中分选出高纯度石英精矿,本研究脱除杂质以提纯石英为原则,综合考察了磁选、反浮选以及预先脱泥的试验条件。结果表明,未预先脱泥条件下,流程采用磁选脱铁—反浮选脱硫—反浮选脱氟—反浮选脱云母,可以得到SiO₂品位98.66%、回收率66.07%的石英精矿。在此基础上预先脱除15.44%矿泥后,可以得到SiO₂品位99.11%、回收率58.16%的石英精矿。利用萤石尾矿回收高纯度石英的工艺流程能够显著降低尾矿堆存量,同时具有较强的经济效益。      

某低品位微细粒铬铁矿选矿试验研究

某低品位微细粒铬铁矿Cr_2O_3品位较低,为6.82%,且泥化现象严重。采用"重选前分级—两段螺旋溜槽—粗细分级—两段摇床"工艺流程处理此铬铁矿,最终可以获得Cr_2O_3品位49.20%,回收率54.39%的精矿。最终尾矿中TFe品位为43.11%,回收率为94.74%。对最终尾矿中的铁进行回收,经过两段强磁选试验,所得精矿TFe品位为45.25%,回收率为27.51%,微细粒级的泥化现象导致了选别效果不理想,有待在后续试验中进一步考察研究。     

陕西某石煤钒矿的新型选矿工艺研究

针对陕西某低品位石煤钒矿,在工艺矿物学研究的基础上,采用擦洗脱泥—浮选的工艺技术方案,分别对擦洗脱泥以及浮选过程进行了工艺技术条件的研究。结果表明:在磨矿细度为-74μm占25.15%、水玻璃用量为2.0 kg/t、强擦洗时的矿浆浓度为25%、搅拌速度为420 r/min的情况下,擦洗脱泥效果达到最优;在脱泥的前提下,沉砂再磨,在磨矿细度为-74μm占85%、捕收剂十二烷氧基正丙基醚用量为150 g/t时,浮选指标达到最优;通过全流程闭路试验最终获得V2O5品位为2.02%、回收率为72.82%的钒精矿。     

贵州某钒铅矿选矿试验研究

贵州某钒-铅矿中V_2O_5的品位为0.66%、Pb的品位为6.27%、Zn的品位为2.64%,对该矿采用重选-浮选联合的原则流程,通过条件试验确定各浮选作业的最佳技术参数,最终确定先重选,摇床尾矿再通过浮选"一粗三精二扫"中矿依次返回上一层的闭路试验流程,可获得铅品位31.45%,回收率为61.55%的铅精矿1,其中钒品位10.60%,回收率90.62%;铅品位30.26%,回收率为26.07%的铅精矿2,得到铅的总回收率为87.62%,钒的总回收率为95.96%。     

印度某铁矿选矿工艺研究

针对印度某铁矿在工艺矿物学研究基础上进行了选矿工艺研究,采用阶段磨矿—粗细分别磁选流程,可以获得品位为64.23%、回收率为74.89%的铁精矿;采用磁选—反浮选流程,可以获得品位为64.57%、回收率为72.11%的铁精矿;采用焙烧—磁选流程,可以获得品位为67.98%、回收率为95.18%的铁精矿。在目前条件下,阶段磨矿—粗细分别磁选工艺较为适宜。     

四川某锂多金属矿石选矿试验

四川某低贫锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石,Li_2O含量为1.20%,伴生的有益组分为铌、钽,Nb_2O_5+Ta_2O_5含量为0.0222%。为确定该矿石的开发利用工艺,对矿石进行了选矿试验研究。结果表明,以自主开发的新药剂EM-PN5为锂铌钽混浮捕收剂,采用浮选—弱磁选—强磁选—重选流程处理,获得了Li_2O品位为5.73%、Li_2O回收率为85.63%,Nb_2O_5含量为0.020%、Ta_2O_5含量为0.028%、Nb_2O_5回收率为30.78%、Ta_2O_5回收率为47.00%的锂精矿;以及Nb_2O_5品位为20.610%、Ta_2O_5品位为16.290%、Nb_2O_5回收率为54.90%、Ta_2O_5回收率为47.34%的铌钽精矿。     

辽宁某低品位磷矿选矿实验研究

对辽宁北票低品位磷灰石型磷矿进行了选矿实验研究。原矿经粗磨后,采用SA-6A作为捕收剂,碳酸钠和水玻璃作为调整剂,开路试验获得的磷精矿P_2O_5品位为34.04%,P_2O_5回收率为57.46%。闭路流程试验获得了精矿P_2O_5品位为34.05%,P_2O_5回收率为93.66%的浮选指标。选磷尾矿经再磨后,在磁选强度为1.2N/A·m的条件下,开路流程试验获得的铁精矿TFe品位为65.59%,TFe回收率为43.33%的磁选指标。     

某矿山不同复杂难选铁矿石可选性研究

某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。     

某低品位石煤钒矿浮选预富集试验研究

为高效开发利用某低品位石煤钒矿,针对该V_2O_5品位为0.63%的低品位矾矿开展了详细的选矿试验研究。试验通过筛分、浮选等经典选矿方法使低品位石煤钒矿得以初步富集,得到的混合钒精矿V_2O_5品位为0.99%,总回收率为55.70%。将混合精矿再进行焙烧、浸出处理,该种选冶联合工艺可有效回收利用该低品位石煤钒矿,减少了后续酸耗,明显提高了提钒效率,降低了生产成本。     

国外某微细粒磁铁矿石选矿试验

国外某铁矿石嵌布粒度微细,为高效低耗开发利用该铁矿石资源,采用阶段磨矿阶段弱磁选工艺流程(流程1)和阶段磨矿阶段弱磁选—磁选柱提前提精—中矿再磨—2段弱磁精选工艺流程(流程2)分别进行了工艺条件研究。结果表明:流程1可获得铁品位68.64%、铁回收率为70.17%的铁精矿;流程2可获得铁品位为68.19%、铁回收率为70.28%的铁精矿;2个流程比较,流程2更高效节能。     

复杂微细粒镜铁矿强磁—脱泥—反浮选试验研究

针对某复杂微细粒镜铁矿进行了强磁、重选、浮选等多种选矿工艺方案对比试验,结果表明,采用强磁-脱泥-阴离子反浮选联合流程,可获得比较满意的选矿技术指标(铁精矿产率40.84%、品位60.63%、总回收率62.50%),对开发类似复杂难选镜铁矿具有一定的参考、借鉴作用。      

某风化粘土型钛矿工艺矿物学研究

为综合回收利用风化残坡积型钛矿中有价金属,探讨钛等有价元素的可回收性,采用传统工艺矿物学研究方法对国内某风化粘土型钛矿的矿石特性进行了系统的研究,并分析了影响选矿工艺的因素,提出了可行的选矿工艺方案。研究结果表明,该矿TiO₂品位4.5%,主要含钛矿物为钛铁矿、白钛石和钒钛磁铁矿,矿石含泥量近80%。钛铁矿多为单体,部分氧化蚀变为白钛石,均被粘土矿物包裹或与其连生,钒钛磁铁矿为次要回收矿物,其中包含部分呈固溶体分离的钛铁矿片晶。矿石中钛分散较严重,采用物理选矿分选钛的理论回收率为48%左右,铁理论回收率仅为4%左右。结合矿石特点与工艺矿物学研究结果,该矿石选矿试验可采用“擦洗脱泥-重选-磁选”联合流程,在重选前应采用强力搅拌脱泥以消除“粘结效应”,继而采用重选预先抛尾后再磁选,之后利用强磁选、摇床精选等手段进一步提高精矿品位。该研究为选矿回收该矿床中有价金属提供了方向性指导。      

某低品位氧化锰矿磁选试验研究

针对某低品位氧化锰矿分选指标不高的现状,考查了原矿性质和-6 mm粒级分布情况,结合原工艺条件,进行了磁选-中矿分级脱泥以及分级磁选试验。结果表明:感应辊式磁选机处理粗粒级锰矿效果较好,高梯度磁选机处理细粒级锰矿效果较好,两种工艺流程均可获得混合精矿品位高于30%、回收率高于84%的较好指标。     

枣阳大阜山原生金红石矿脱泥试验研究

对枣阳大阜山原生金红石矿进行了选矿试验研究,为有效减少矿泥和脉石对浮选影响,分别采用了单一摇床重选、重磁联合、沉降和反浮选工艺进行脱泥抛尾,脱泥之后再进行金红石浮选。试验结果表明,在浮选前进行脱泥作业能够显著提高浮选指标,反浮选脱泥抛尾工艺效果更好,一次性抛弃尾矿产率为10.85%,金红石损失率为7.08%,反浮选脱泥后再进行正浮选,采用C5-9羟肟酸作为捕收剂,经过一次粗选,精矿品位达21.12%,回收率达75.08%。     

永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究

针对永州某地高泥细粒的贫赤铁矿采用选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选组合新技术进行了选矿工艺研究。试验结果表明, 原矿经聚丙烯酰胺絮凝脱泥, 磁场强度960 kA/m下强磁选别, 得到含铁55%、回收率为85%的磁铁精矿; 后经GE-609A阳离子反浮选, 获得了品位为59.8%、回收率为94.2%的铁精矿。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

某褐铁矿选矿工艺试验研究

某地铁矿石中主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为高岭石等硅酸盐,磨矿过程中,极易泥化,导致可选性变差。采用选择性絮凝脱泥、磁选、浮选及重选等工艺对该矿石进行了分选试验。结果表明,对这种类型的褐铁矿,采用强化矿浆分散,强磁选分离工艺是最合适的。在原矿铁品位为37.34%的情况下,可获得铁精矿品位54.12%、回收率62.16%的良好技术指标。     

澳大利亚某锂辉石矿预先脱泥——浮选试验研究

澳大利亚某进口锂辉石矿含有较多的矿泥,对浮选作业产生不利影响,试验采用水力沉降法、浮选法等不同方法对锂辉石矿进行预先脱泥,考察了不同方法的脱泥效果及对后续锂辉石浮选的影响。研究发现以十二烷基硫酸钠作为浮选药剂对锂辉石矿进行浮选脱泥取得了最佳的脱泥效果,脱除的矿泥量大、含锂品位低、矿泥中锂的损失小,脱泥后再浮选锂辉石,获得的锂辉石粗精矿品位有了很大程度的提高。预先脱泥后的锂辉石矿经过一次粗选两次精选三次扫选的浮选流程,可获得良好的选矿指标。闭路试验表明,该进口锂辉石矿原矿Li_2O含量为1.42%,经预先脱泥—浮选锂辉石选别流程处理后,获得的锂辉石精矿Li_2O品位为5.83%,Li_2O回收率为78.54%。     

某微细粒嵌布贫铁矿合理选矿工艺研究

某铁矿石中磁铁矿和赤铁矿的嵌布粒度相差悬殊, 磁铁矿具有中细粒嵌布的特点, 赤铁矿则属于典型极微细粒嵌布的范畴。针对该铁矿石的嵌布粒度特性, 采用弱磁选-强磁选-絮凝脱泥-反浮选联合工艺流程, 获得了铁品位为61.77％、回收率为62.55％的铁精矿。     

太钢袁家村铁矿选矿技术研究及工业应用

针对太钢袁家村铁矿的矿石性质及存在的选矿技术难点, 开展了选矿技术研究, 进行了工艺流程设计。在大量试验研究的基础上, 推荐采用一段破碎-半自磨-球磨-弱磁-强磁-再磨-阴离子反浮选流程处理袁家村铁矿, 该工艺流程短、无需脱泥, 选用耐泥、低温捕收剂CY, 低温条件下浮选可得到品位65%以上、回收率大于73%的铁精矿。