采用湿式强磁选选别铬铁矿重选尾矿

初步研究表明,严密控制磁选时的磁场强度,可从蛇纹石和橄榄石中分选出铬铁矿,尽管在磁选时这些矿物的磁化率几乎一样。在湿式强磁选中,除了磁场强度外,粒度、矿浆浓度和矿浆的给料速度也是重要的参数。磁选所得的精矿含Cr_2O_340％,回收率77.49％。这样的精矿品位不够高,不能用于冶炼,因此需采用诸如重选或浮选方法来进一步提高Cr_2O_3的品位。在本研究中优先采用了浮选方法。     

里海西南海岸钛磁铁矿砂的磁性精矿中铬的分布

在含Cr_2O_3 0.79、V_2O_6 0.45、TiO_2 3.51和Fe21％的钛磁铁矿砂的磁选过程中,研究了铬的分布。在磁性、弱磁性和非磁性产品中,铬的回收率分别为40.3、32.2和27.5％。磁性的钛磁铁矿精矿中,含Fe54.1、TiO_2 11.4、V_2O_5 0.85和Cr_2O_2 1.3%。     

国外某铬铁矿物理分选试验研究

国外某块状铬铁矿原矿Cr_2O_3品位28.43%,铁品位9.23%,对该矿石进行了物理分选探索试验。研究内容包括在不磨细条件下进行强磁选、重选跳汰、重选摇床试验,摇床磨矿细度试验,重选中矿回收试验,重选尾矿强磁选回收铬铁矿试验,螺旋溜槽重选粗选-重选中矿摇床精选试验及实验室扩大试验等。最终确定采用螺旋溜槽粗选抛尾-粗精矿摇床精选再选的工艺流程,获得了铬精矿产率45.59%、Cr_2O_3品位51.37%,Cr_2O_3回收率82.38%的选别指标,精矿产品里有害杂质硫、磷和二氧化硅含量不超标,为0.003%、0.011%和4.78%,Cr_2O_3/FeO为9.80,完全能达到冶金用铬精矿工业指标要求。     

还原锈蚀法提高铬精矿品位

<正> 用固体还原剂进行铬精矿还原焙烧,使氧化铁转化为金属铁,经充气锈蚀,铬精矿Cr_2O_3含量从11～12%提高到25～34%,铬铁比由0.2提高到1.0～2.0,锈蚀率达90%以上。本试验为贫铬矿的利用提供了一个技术途径。江西弋阳地区蕴藏着丰富的蛇纹石矿,是典型的超基性岩蛇纹石,含Cr_2O_30.5%,铭矿化带含Cr_2O_31.37%。铬在矿石中主要以硬铬尖晶石形态     

国外某难选钛铁矿选矿试验研究

对国外某难选钛铁矿进行了工艺矿物学研究,采用化学分析、XRF分析、物相分析、矿物解离分析仪(MLA)等手段查明了矿石中矿物组成、有用有害元素赋存状态和解离程度等特性。为了合理开发该钛铁矿资源,对其进行了选矿工艺研究,研究内容包括:不同磁场强度的弱磁选试验、圆筒转速和分选电压的电选条件试验、焙烧温度和焙烧时间的氧化焙烧磁选试验、全流程试验等,最终确定采用湿式弱磁选—高压电选—氧化焙烧—干式磁选的工艺流程。当原矿中的TiO_2和Cr_2O_3的品位分别为26.50%和2.84%时,通过弱磁—电选-氧化焙烧—干式磁选试验流程,获得TiO_2品位47.42%,TiO_2回收率为70.26%,含Cr_2O_3 0.27%的钛精矿,可以达到冶金用钛精矿工业指标要求。试验研究结果为后续的工艺流程设计提供了依据。     

从含镍钴红土矿及红土矿浸出渣中回收铬概述

<正> 铬是现代工业必不可少的金属。俄勒冈西南部和加利福尼亚州北部的红土矿矿床是美国最大的铬铁矿资源,所以尽管红土矿品位低,仍引起了人们注意。本文报告了用常规筛分,弱磁选和重选设备从红土矿和红土矿浸出渣中回收铬铁矿的技术。原料含Cr1.3—2.4％,精矿含Cr 20—22.4％(29—32.7％的Cr_2O_3),Cr/Fe为1.6:1—1.9:1,回收率超过50％。     

锆英石矿的深度精选

目前,我国选矿厂按部颁标准生产的锆精矿的质量满足不了生产彩电用锆英石粉的要求,本文叙述了采用湿式摇床—磁选—电选进行的深度精选的研究结果,用含(ZrHf)O_260％锆精矿作给料深度精选,可获得含(ZrHf)O_265.6％的锆精矿,回收率85％～90％,杂质含量满足彩电生产用锆英石粉制粉工艺的要求,对深选中排除轻矿物、降低钛含量、流程结构和给料特性等问题提出了看法,对试验和生产有参考价值。     

非洲某钽铌粗精矿精选试验研究

针对非洲某钽铌矿粗精矿进行了精选试验研究。采用不同类型的磁选装备进行了铌铁矿和钛铁矿分离对比试验,CRIMM电磁高梯度磁选机分离效果最佳,磁选尾矿电选法回收锡石。采用磁选-电选联合工艺流程,有效解决了钽铌粗精矿中各有用元素的综合回收,最终获得了含Ta_2O_55.13%、Nb2O5品位56.09%,回收率分别为86.25%、88.86%的钽铌精矿,含TiO246.65%、回收率88.68%的钛精矿,含Sn57.71%、回收率70.41%的锡精矿。     

铬铁矿和萤石矿用浮选柱选别

美国矿山局盐湖城研究中心调查研究了用浮选柱和一般浮选机选别铬铁矿和萤石矿的对比情况。脱了泥的铬铁矿用小气泡浮选柱能得到一种品位44.7％Cr_2O_3、回收率87.1％的粗精矿;而用一般浮选机仅能生产40.4％Cr_2O_3、回收率85.4％的粗精矿。萤     

四川某锂多金属矿选矿试验

针对四川某锂多金属矿钽铌回收率低的问题,通过矿石性质分析,采用锂辉石钽铌矿混合浮选—锂辉石精矿磁选—磁选精矿重选回收钽铌的联合工艺,对含Li_2O 1.65%、Ta_2O_5 0.009%、Nb_2O_5 0.021%的原矿进行选别,获得了锂辉石精矿Li_2O品位为5.94%、回收率为85.82%的试验指标,并有效提高了矿石中钽铌矿的回收率。     

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。     

辽宁某地含铀铁硼矿的综合利用研究

辽宁某地含铀铁硼矿,系属难选矿石。虽经国内外各科研单位多次研究,均未能取得令人满意的结果。本文阐述的采用预选抛尾-磁选-浮选-重选联合工艺流程所取得的成果为;铁精矿品位TFe65.28％,回收率83.28％;硼精矿品位B_2O_327.27%,回收率71.5%;铀精矿品位U0.154%,回收率43.57%。铁精矿和硼精矿中含铀在2ppm以下,符合环保要求。上述选别方案易于工业化,社会经济效益巨大。     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

强磁选—浮选分离某铜铅混合精矿

青海某铜铅锌矿选厂产出的铜铅混合精矿含Cu 1.96％、Pb 56.39％,但该混合精矿中方铅矿粒度微细,采用传统的铜铅浮选药剂存在着分离效果差、产品金属互含高等问题.为了提高铜铅分离效率,基于黄铜矿具有弱磁性的特点,采用强磁选—浮选工艺对该混合精矿进行处理.在背景磁场强度1.5 T、脉冲冲次25 Hz的参数条件下,磁选扩大试验获得了含Cu 0.53％、Pb 59.32％的磁选尾矿,可作为铅精矿产品直接销售,以及含Cu 3.32％、Pb 49.40％的磁选精矿,可进一步通过浮选工艺可得到合格的铜精矿和铅精矿.最终获得含Cu 17.63％、Pb 9.31％、Cu回收率71.48％的铜精矿和含Cu 0.61％、Pb 59.72％、Pb回收率98.67％的铅精矿,相比于直接浮选工艺,采用磁浮联合工艺可明显降低铜铅分离的难度,提高了分离效率,为下一步开展现场改造提供了依据.     

铬铁矿和萤石的浮选柱浮选

矿山局对铬铁矿和萤石的柱浮选和常规浮选法作了比较试验。去泥铬铁矿的微泡浮选柱浮选可得到含44.7%的 Cr_2O_3的粗精矿,87.1%的回收率。而常规浮选仅产生40.4%的 Cr_2O_3精矿,85.4%的回收率.不去泥的铬铁矿的浮选柱浮选也可得到高于常规浮选获得的结果。与常规浮选相比,浮选柱浮选可得到90.9%的 CaF_2粗精矿,86.8%的回收率,而常规浮选仅得到67%的 CaF_2粗精矿,90.4%的回收率。     

辽宁海城某低品位菱镁矿除铁降硅试验

辽宁海城某低品位菱镁矿Mg O品位94.59%,但Fe_2O_3、Si O_2含量较高,制约其应用。为获得高品质的菱镁矿精矿,对该菱镁矿采用永磁高梯度磁选机磁选除铁、浮选降硅试验。结果表明:原矿经1粗1精磁选除铁—磁精矿1粗1精反浮选—1次正浮选处理,可获得产率61.75%、Mg O品位98.35%的菱镁矿精矿,含Fe_2O_30.30%、Si O_20.16%,符合高纯镁砂的要求。不仅降低了菱镁矿铁、硅含量,还减少了入浮矿量,对降低选矿成本有利,可为该菱镁矿的综合利用提供技术基础。     

获得高级铬精矿的选矿工艺研究

本文叙述甲、乙两种铬矿石(Cr_2O_3含量分别为52.54%和48.19%)的深度选矿研究结果。跳汰-摇床-离心选矿机的分级重选流程,可以分别获得Cr_2O_3含量61—62%和56.06%(回收率各为80.28%和88.11%)、铬铁比大、杂质含量较低的高级铬精矿,Cr_2O_3含量41.92%和37.65%的次精矿,废弃尾矿中Cr_2O_3的损失率仅1.08%和0.9%。     

陕西眉县红柱石选矿试验研究

针对眉县红柱石矿石的特点，采用重选-强磁选、重磁选精矿酸浸、反浮选-强磁选工艺进行选矿试验，推荐采用反浮选-强磁选工艺流程，在磨矿细度65％～70％-0．071mm条件下，获得精矿产率57％，精矿品位58％，Al2O3回收率62％的选矿技术指标，为该矿的开发利用提供了可行性技术方案。     

加拿大的二氧化硅资源

加拿大Ontario Potsdam地区产的砂岩可作玻璃制造及铸造用砂。岩芯试样分折表明,原矿含SiO_2 98.5％,Fe_2O_3 0.09～0.65％Al_2O_3 0.07～2.10％。用浮选可使SiO_2提高到99.7％,进一步用磁选及酸浸法