基于单因素实验的稀土尾矿浮选工艺优化

针对白云鄂博稀土尾矿矿物组成复杂、利用率低的问题,采用浮选工艺从尾矿中提取高品位稀土精矿。采用单因素实验方法,重点考察了药剂制度(p H值、抑制剂用量、捕收剂用量)及物理因素(磨矿粒度、矿浆浓度、浮选机调浆转速和浮选转速、充气量)对浮选指标的综合影响。单因素试验结果表明,稀土尾矿浮选的最佳工艺条件为:p H值8.1,抑制剂用量1000 g/t,捕收剂用量1000 g/t,磨矿粒度为-74μm占88.53%,矿浆浓度30%,调浆转速2500 r/min,浮选转速2000 r/min,充气量0.2 m3/h;此条件下经一次粗选可获得稀土品位30.85%、回收率为72.13%的稀土粗精矿。基于此优化条件,采用"1粗2精1扫、中矿顺序返回"的闭路实验流程,最终可获得稀土品位为51.07%、回收率为62.99%的稀土精矿。     

磁选-重选-浮选组合新工艺分选氟碳铈矿型稀土矿的试验研究

采用矿物自动分析仪(MLA)查明了四川牦牛坪稀土矿的矿物组成、嵌布粒度特征,对比分析了主要矿物的密度、莫氏硬度、比磁化系数和磁性的工艺特性差异,利用湿式高梯度强磁选-重选-浮选的组合工艺进行了选矿试验研究。结果表明:主要稀土矿物氟碳铈矿粒度多在1.28~0.04 mm范围内,具有顺磁性,而重晶石、萤石、正长石和石英呈现非磁性,此磁性差异是强磁选能预先富集的关键矿物学因素。通过实验确定最佳工艺条件和结果为:在-1.0 mm粒径,1.0 T背景场强下湿式强磁选粗选,强磁选精矿分级成3个粒级物料,-1.0~+0.4 mm物料进行粗砂摇床重选,-0.4+0.074和-0.074 mm物料分别进行细砂摇床重选,各重选中矿合并,在0.6 T背景场强下湿式强磁选精选,磁选精矿与重选精矿合并,获得REO品位65.49%,回收率67.80%的磁重稀土精矿;磁选精选中矿与摇床尾矿合并成REO 2.10%的稀土中矿,在磨矿细度-0.043 mm占70%,pH 8~9,水玻璃用量714 g·t~(-1)原矿,捕收剂GSY 1033 g·t~(-1)原矿下进行常温浮选,获得REO品位67.84%,回收率15.46%的浮选稀土精矿;两种稀土精矿REO平均品位65.93%,总回收率83.26%。     

湖北某低品位稀土矿石选矿试验研究

湖北省某低品位稀土矿物质组成复杂,矿石中主要有价成分为稀土和铌。稀土矿物主要以氟碳铈矿、独居石为主,且嵌布粒度十分细微,造成稀土较难分选。根据此稀土矿石的特点及其赋存状态,确定了单一浮选的选矿工艺流程,重点进行了磨矿细度、浮选捕收剂、增效剂、抑制剂等条件试验,最终确定磨矿细度-74μm含量占96%,预先除杂,粗选抑制剂为水玻璃,捕收剂为H205,捕收剂增效剂为BYA,起泡剂为2#油,扫选抑制剂为水玻璃,捕收剂为H205,精选抑制剂为BYD,捕收剂为H205的"两粗一扫六精"的闭路浮选工艺流程,获得了较好的稀土浮选指标,精矿REO品位49. 10%,回收率51. 77%,实现了稀土的有效回收。最后,还针对稀土尾矿进行了铌回收的试验研究,结果表明,该矿石中铌矿物嵌布粒度极细,分布不均一,且共伴生情况复杂,从而导致铌精矿品位和回收率都很难提高,无法达到回收目的。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

湖北省某矿区复杂稀土矿石选矿实验研究

湖北省某矿石物质组成十分复杂,稀土矿物以独居石、氟碳铈矿、氟碳钙铈矿、褐帘石为主,且嵌布粒度十分细微。根据其矿石性质,重点进行浮选捕收剂、抑制剂选择实验、流程对比实验等,最终确定采取反-正浮选工艺,以两种羟肟酸类捕收剂联合使用,结合微细粒絮凝浮选技术获得较好的稀土浮选指标(品位37.320%,回收率67.33%),对浮选精矿再采取磁选—酸洗流程进行处理,最终获得REO品位为56.33%,总回收率为63.42%的稀土精矿产品。     

稀土尾矿“一步法”焙烧及弱磁选分离铁和稀土的研究

对包头稀土弱磁尾矿添加煤、Ca(OH)_2和NaOH,进行了一步法焙烧—弱磁选回收实验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间对弱磁尾矿磁化率的影响以及磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对磁选产品的回收率和品位的影响。研究发现,在焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,粗选磁场强度160 m T,精选磁场强度100 m T,矿浆流速0.80 cm/s,矿浆浓度液固比25∶1条件下,可以从全铁品位14.10%,稀土品位9.45%的稀土弱磁尾矿中获得全铁品位57.10%、回收率为70.44%的磁选精矿,REO品位12.27%、回收率为95.92%的磁选尾矿。     

磁化焙烧-磁选含铁氟碳铈粗精矿研究

某氟碳铈型稀土粗精矿中铁含量较高（全铁3%~10%）、稀土氧化物（REO）含量偏低,约占50%~60%,水分为6.5%;经工艺矿物学分析表明,粗精矿中铁元素主要以弱磁性的赤（褐）铁矿的形式存在,且部分铁矿物与氟碳铈矿解离不彻底,难以直接采用磁选方法与氟碳铈矿分离,因此采用磁化焙烧-磁选工艺提高REO品位。磁化焙烧热力学分析表明,在磁化焙烧过程中,氟碳铈矿发生分解反应,不会与铁氧化物发生反应;当温度高于626.85 ℃时,水会与碳发生水煤气反应产生CO和H2,即水分的存在有利于铁氧化物的还原。含水的稀土粗精矿在还原温度为650 ℃、还原时间为30 min和还原剂用量为2%的条件下,磁化焙烧的还原度为41.59%;经过一次粗选、再磨再选的工艺,精矿REO品位和回收率分别为68.53%、96.59%,铁粉的铁品位和回收率分别为68.56%、80.38%。该工艺的应用既提高了精矿REO和铁精矿品位,又省去了干燥作业。     

混浮-强磁法从某尾矿中回收稀土、萤石

针对某尾矿中稀土、萤石品位低、含泥高、组成复杂且含有重晶石捕收剂等特点,以FCF-1为稀土萤石混合浮选捕收剂,采用混合浮选法对其进行回收,得到稀土萤石的混合精矿,其稀土品位18%,萤石品位55.57%;混合精矿再经湿式强磁工艺(一粗一扫一精,磁场强度1.5T)分选出最终结果为品位68.42%的稀土精矿,回收率达到55.01%,尾矿中的萤石品位富集到79.39%品位。     

铁钼尾矿选矿试验研究

福建某铁钼尾矿属于低品位难选尾矿,尾矿中铁品位为6.45%(磁性铁3.08%),以磁铁矿为主,少量赤铁矿,微量褐铁矿;钼品位为0.0076%,主要是辉钼矿。选钼采用一粗一扫六精流程,以水玻璃为分散剂、硫酸锌和亚硫酸钠为抑制剂、煤油为捕收剂、2~#油为起泡剂;选铁采用磁粗选-再磨-磁精选流程,磁选设备为Slon高梯度强磁选机,最终获得钼精矿品位36.46%、回收率32.88%,铁精矿品位64.85%、回收率34.93%的良好指标。     

梅山铁矿尾矿浮选铁的试验研究

梅山铁矿尾矿组成复杂,脉石矿物的物理性质与铁矿物相近,分选困难。采用强磁选脱泥,脱泥精矿正浮选,以甲苯胂酸作铁矿物捕收剂,六偏磷酸钠作脉石矿物抑制剂,煤油为辅助捕收剂,通过一粗二精一扫流程,得到铁品位63.47%的合格铁精矿,回收率为24.04%。     

白云鄂博地区尾矿中铁、铌、稀土、萤石综合回收研究

白云鄂博地区稀土尾矿中主要有价矿物为磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、萤石和少量铌矿物。其中TFe(全铁)、REO(稀土氧化物)、Nb_2O_5、CaF_2含量(质量分数)分别约达到27.67%,6.02%,0.16%,24.63%。有价组分嵌布粒度细,有价组分相互之间以及与脉石矿物的嵌布特征复杂。根据尾矿的矿物学性质,采用铁、稀土、铌与萤石强磁选-稀土、萤石分别浮选浮选-铌铁还原焙烧-弱磁选工艺对铁、稀土、铌和萤石4种组分进行综合回收,并对联合流程中的各工艺参数进行优化,最终能够分别得到4种精矿产品。TFe,REO,Nb_2O_5和CaF_2的回收率分别为80.04%,36.91%,49.82%和75.67%。铁(TFe)、稀土(REO)、铌(Nb_2O_5)和萤石(CaF_2)的品位分别达到74.79%,30.12%,0.2410%和80.08%。     

河南某低品位铁铜矿综合回收试验研究

河南某铁铜矿属矽卡岩型铁铜矿石类型，矿物组成比较简单，主要金属矿物为磁铁矿，其次为黄铜矿、黄铁矿、少量赤褐铁矿。铜矿优先浮选试验控制磨矿细度为-0.074 mm粒级占70%,以石灰作pH值调整剂和黄铁矿抑制剂，石灰用量1 500～2 000 g/t,脉石矿物抑制剂水玻璃用量为1 500 g/t,捕收剂丁铵黑药用量为50g/t,进行条件试验。经两粗三精两扫闭路流程试验，获得铜品位16.37%,铜回收率77.69%的合格精矿，实现低品位铜矿的有效回收。选铜尾矿进行磁选，经一次粗选，粗精矿再磨精选，获得铁品位65.50%,含硫0.13%,铁回收率53.53%的二级合格铁精矿。实现铁和低品位铜综合回收利用。     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

回收某硫化矿尾矿中白钨的选矿试验研究

某硫化矿尾矿中含WO_30.41%,其中白钨矿含WO_30.29%,并含有少量黑钨矿。该尾矿粒度较细,矿物基本单体解离,为了综合回收利用其中的钨资源,不造成资源浪费,试验采用"预先脱硫—强磁选富集黑钨—白钨浮选"的工艺流程,综合回收其中的钨矿,白钨浮选流程采用碳酸钠作为调整剂、CMC和水玻璃作为抑制剂、硝酸铅作为活化剂、ZL和GYB作为组合捕收剂的药剂制度。试验结果表明,经过一粗三精二扫的白钨粗选流程和一粗五精三扫的加温精选流程,可以得到含WO_3品位为62.37%,回收率为66.67%的白钨精矿,为该低品位含钨尾矿开发利用提供借鉴。     

新疆某铅锌矿选矿工艺试验研究

新疆某硫化铅锌矿含铅品位为3.86%,含锌品位为2.14%,铅锌矿物在矿石中共生紧密、嵌布复杂。试验采用"优先浮选铅——铅尾矿选锌"的试验流程:在磨矿细度-0.074mm占75%的条件下,以石灰作为pH调整剂和黄铁矿的抑制剂、以硫酸锌作为锌抑制剂、以丁基黄药作为捕收剂、松醇油作为起泡剂,经"一粗三精一扫"选铅;选铅所得尾矿作为选锌给矿,经石灰调整pH、硫酸铜活化、丁基黄药作为捕收剂、松醇油作为起泡剂,经"一粗三精一扫"的流程选锌。最终通过全闭路浮选试验获得了铅品位为66%、回收率为89.20%、含银1048.90g/t的铅精矿和锌品位为47.93%、回收率为81.27%的锌精矿。     

酒钢镜铁矿尾矿中铁矿物再回收试验研究

酒钢选矿厂排出的镜铁矿强磁选尾矿铁品位约为28%,有较高的回收价值。为回收其中的铁矿物,本研究基于该强磁选尾矿工艺矿物学,对其进行反浮选—磁化焙烧—磁选试验研究。研究结果表明：该强磁尾矿经过一粗一精的反浮选试验流程,可得到铁品位为43.88%的浮选精矿,其作业铁回收率为50.93%。经过磁化焙烧后得到焙砂,焙砂进行一粗一精的磁选试验后可得到铁品位为62.37%的磁选铁精矿,其作业铁回收率为83.39%。     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

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。     

云南某白钨矿浮选试验研究

云南某低品位白钨粗精矿WO3品位为6.37%,CaF_2品位为22.68%,矿石成分复杂、萤石含量高,导致白钨选别困难。以该白钨粗精矿为研究对象,采用加温浮选法,开展了水玻璃用量、抑制剂种类和用量、捕收剂种类和用量等条件试验。试验结果表明,选用水玻璃和氟硅酸钠作为组合抑制剂,能够较好地抑制萤石,使白钨矿与萤石得到有效分离,显著提高了钨精矿中钨的品位及回收率。731捕收剂相比于其他捕收剂具有较好的捕收效果。在最佳条件试验的基础上,当水玻璃用量为8 000 g/t,氟硅酸钠用量为1 500 g/t,731捕收剂用量为300 g/t时,对白钨粗精矿进行了精选闭路试验,试验流程为一粗七精三扫选(中矿逐级返回),获得WO_3品位为56.63%、回收率为96.10%的钨精矿,取得了较好的浮选效果,为选别同类矿石提供了一定的参考。     

四川某稀土矿磁-重联合分选试验探索研究

以四川某矿区稀土矿为研究对象,通过对矿石工艺矿物学的分析,该矿石中稀土矿物以氟碳铈矿为主,有较高的回收价值。其他矿物主要为长石和石英,其次是重晶石、萤石、云母等。为合理回收稀土矿物,对其分选工艺进行了探索试验,结果表明,通过磁选-摇床重选-再磁选的工艺流程,在原矿品位6.21%左右,闭路试验可以得到REO品位55.43%、回收率79%左右的稀土精矿,回收指标较好。