四川壤塘锂多金属矿石选矿试验研究

四川壤塘锂多金属矿石中主要有用矿物为锂辉石,具有综合回收价值的矿物为钽铁矿、铌铁矿和锡石。根据钽铌铁矿及锡石与锂辉石和脉石矿物的密度差异、钽铌铁矿与锡石的磁性差异以及锂辉石与脉石矿物的可浮性差异,采用分级重选—磁选—浮选联合工艺流程进行选矿试验,获得了锂精矿、钽铌精矿和锡精矿,使矿石中的有价元素得到了较好的综合回收。锂精矿Li2O品位为5.53%,Li2O回收率为72.68%;钽铌精矿Ta2O5和Nb2O5品位为17.00%和32.55%,Ta2O5和Nb2O5回收率为59.38%和66.05%;锡精矿锡品位为52.16%,锡回收率为80.00%。     

非洲某铌钽砂矿综合利用研究

为了提高铌钽精矿的质量和品级，针对粗精矿中电气石的比磁化系数和钽铌矿接近，介电常数与锡石相近，后续提纯难以分离的问题，对钽铌粗精矿进行了分级重选—磁选—电选的联合工艺流程试验，研究获得了含Nb2O5 48.595%、Ta2O5 4.468%，回收率Nb2O5为59.03%、Ta2O5为54.37%的铌钽精矿。试验矿物回收率达到国内领先水平，同时其他有用矿物也得到了综合回收利用。     

从某低品位铀矿石中正浮选回收铌钛铀矿

某低品位铀矿石含铀155g/t,经过重选抛尾、粗精矿磁选回收铁、铅银浮选后可获得铀品位为377g/t的浮铀给矿。采用正浮选工艺对其中主要有用矿物——铌钛铀矿进行了回收,并综合回收了稀土矿物。结果表明,经过两次粗选、两次精选、一次扫选闭路试验流程可获得铀品位5 465g/t、二氧化铈品位5 406g/t,铀作业回收率89.04%、二氧化铈作业回收率69.29%的铀精矿。     

河南某含电气石、长石铌钽矿综合回收试验研究

河南某钽铌多金属矿中Nb2O5、Ta_2O_5含量分别为236 g/t、56 g/t,达到工业开采指标要求;原矿中有用矿物主要为铌钽铁矿,还伴生电气石、长石,脉石矿物则主要为石英、磁铁矿、黑云母等;铌钽铁矿以针状或柱状形式被电气石包裹,嵌布粒度较细;电气石为铁电气石,嵌布粒度粗;长石与石英结合紧密;根据矿石性质,采用阶段磨矿—磁选粗选富集—再磨—重选精选联合流程进行选矿试验,获得产率为0.02%的铌钽精矿,其中Nb2O5和Ta_2O_5含量分别为44.61%和10.29%,回收率分别为37.81%和36.75%;采用重选—浮选工艺对联合流程的磁选尾矿进行分选,获得K_2O+Na_2O含量为11.75%的长石精矿,其产率和回收率分别为36.17%和52.36%;对联合流程的重选尾矿采用摇床分选,获得了B_2O_3含量为8.31%的电气石精矿,其产率和回收率分别为4.90%和55.66%,通过适宜的联合工艺流程,实现了对该矿产资源中钽铌矿、电气石、长石的综合回收。     

陕西某微细粒难选金红石矿选矿试验研究

陕西某金红石矿嵌布粒度细微, 被绿泥石等脉石矿物紧密包裹, 分选难度大。采用浮选为主, 浮选-重选联合抛尾, 粗精矿再磨, 酸洗、浮选的工艺流程, 可获得TiO₂品位为90.31%, 回收率为47.36%的金红石精矿。浮选抛尾72.27%, 重选抛尾21.74%, 浮选-重选联合共抛尾94.01%, 只有6%左右的粗精矿进入精选。该工艺的特点是: 粗选大量抛尾、粗精矿再磨再选即“阶段磨矿阶段选别”, 可以降低选矿成本, 减少工艺的复杂性。     

某复杂稀有金属伴生矿选矿试验研究

内蒙古某稀有金属伴生矿REO含量0.28%,Nb2O5含量0.24%,铁品位5.72%,稀土和铌矿物嵌布粒度微细,稀土矿物主要有氟碳铈矿和独居石,铌矿物主要为钽铌锰矿和钇复稀金矿,铁钛矿物为钛磁赤铁矿、锰钛铁矿,脉石矿物主要有石英和长石。分别研究了重选、磁选及磁选—重选联合流程对原矿稀土、铌、铁的预富集效果。结果表明,重选对原矿中铁、稀土和铌的预富集效果不理想,高梯度磁选和磁选—重选联合工艺可获得较好的预富集效果。在磨矿细度-74μm含量占82.5%,磁场强度1.0 T的条件下,高梯度磁选试验可获得TFe 32.59%、REO含量1.57%、Nb2O5含量1.34%的粗精矿,三者回收率分别为85.57%、85.20%和86.94%,粗精矿可采用冶金工艺分离提取稀土、铌、铁。     

内蒙某磁矿系列弱磁尾矿回收铌试验

针对内蒙某磁矿系列弱磁尾矿中含有大量的铌,但铌品位低、性质复杂、嵌布粒度细的特点,通过矿石性质分析和大量的选矿试验研究,确定了稀土浮选—混合浮选—强磁选—正浮选铁—正浮选铌—强磁选的工艺流程,最终得到了Nb2O5品位为4.54%、回收率为20.82%的合格铌精矿。     

某地难选钛中矿选矿工艺研究

某地钛中矿物组成复杂,且粒度分布粗细不均,少量已赤铁矿化、褐铁矿化,并且部分钛磁铁矿磁性、可浮性与钛铁矿相似,属较难分选矿物。针对该矿石性质进行了多种选矿工艺试验研究,确定了弱磁脱除部分磁铁矿、强磁预抛尾、重选与浮选联合处理磁选粗精矿的磁选—重选—浮选联合选矿流程。浮选是回收细粒级钛铁矿的有效方法。增加浮选流程可提高钛精矿中Ti O_2回收率13%,而Ti O_2品位基本不变。在获得最佳浮选条件的基础上,进行了全流程闭路试验,获得了Ti O_2品位47.11%、回收率69.88%的钛精矿,为当地钛矿物的有效回收提供了技术依据。     

白云鄂博矿稀土浮选尾矿回收铌试验

为了提高白云鄂博主东矿资源的综合利用率,针对原设计工艺稀土浮选尾矿回收流程长、药剂种类多、药剂制度复杂、选铁工序稳定性差的问题,对氧化矿资源综合利用生产线稀土浮选尾矿进行了回收铌试验。根据不同矿物比磁化系数的差异,采用多段磁选作业,浮磁联合选别,逐段实现除杂、抛尾,剔除影响铌矿物选别的杂质矿物,达到有效富集铌矿物的目的;通过将稀土浮选尾矿磨至-0.045 mm90%,采用混合浮选—混合尾矿预选—高梯度磁选—强磁精选工艺流程,可获得铌品位1.69%、铌回收率28.57%的铌粗精矿,为选别高品位铌精矿奠定了良好的基础。     

西南某稀土尾矿选矿预富集工艺试验

西南某稀土选厂尾矿REO品位为1.44%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,并可综合回收萤石和重晶石。为综合利用该稀土尾矿,开展了单一浮选、重选—磁选、磁选—重选、磁选—浮选4种选矿预富集工艺试验。结果表明:11粗1扫单一浮选流程可获得REO品位为8.10%、回收率为84.58%的稀土精矿,但药剂成本较高,无法综合回收萤石和重晶石;2重选—磁选联合工艺流程可获得REO品位为19.40%、回收率为82.48%的稀土精矿,但尾矿中Ca F2和Ba SO4损失较大,分别为16.42%,26.77%;3磁选—重选和磁选—浮选联合工艺流程均能获得REO品位为11.04%、回收率高达97.55%的稀土精矿,但后者对Ca F2和Ba SO4整体回收效果较好,其中Ba SO4回收率高16.95个百分点,同时抛尾产率增加50.89个百分点,且具有设备占地面积小的优点。因此,磁—浮选联合流程可作为该稀土尾矿的选矿预富集工艺,能够较好的实现稀土矿物的初步富集和萤石、重晶石的综合回收,具有技术和经济优势,可为其开发利用提供借鉴。     

新疆尼新塔格矿区铁矿石选矿工艺试验

为合理开发利用尼新塔格矿区铁矿石,进行了原矿预选试验,对其预选精矿进行了阶段磨矿—单一弱磁选、阶段磨矿—弱磁选—磁重选和阶段磨矿—反浮选3种流程试验。试验结果表明:干选可抛除产率为9.47%的尾矿,而预选精矿3个工艺流程的试验结果相近;最终推荐采用干式磁选抛尾—干选精矿阶段磨矿—单一弱磁选工艺流程选别,并获得了精矿铁品位为63.52%、回收率为71.57%的技术指标。     

柿竹园黑钨选别新工艺中的离心机抛尾探索研究

针对湖南柿竹园钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿采用高梯度强磁选分离黑、白钨矿-黑、白钨矿分别浮选的工艺流程,采用离心机对高梯度强磁选精矿进行重选预先抛尾,提高黑钨矿入选品位,减少黑钨矿浮选给矿量,得到的粗精矿再用浮选回收黑钨矿。试验结果表明,对WO₃品位0.64%的高梯度磁选精矿进行重选抛尾-浮选,获得了WO₃品位54.23%、回收率84.75%的黑钨精矿。通过预选抛尾,减少了浮选投资,同时较大幅度降低了水耗、电耗和药耗,取得了较好的技术经济指标。     

苏丹某铬铁矿选矿工艺试验

以苏丹某低品位铬铁矿为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上,针对铬铁矿的特点进行了单一磁选、单一重选、重选—磁选联合3种选矿工艺流程的对比试验研究。研究结果表明:螺旋溜槽抛尾—摇床精选工艺流程较为合理,可获得Cr2O3品位为48.73%,回收率为86.90%的铬精矿,且此流程占地面积省、生产成本低,是苏丹某铬铁矿开发利用的可行性技术方案。     

陕西某磷矿综合回收试验研究

陕西某磷矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有磷灰石、稀土、磁铁矿和长石,长石精矿质量因被氧化铁严重污染而受到影响。针对该矿石的性质特点进行了选矿试验研究,最终原矿采用磨矿—弱磁选选铁—铁尾矿浮选选磷(稀土)—磷尾矿反浮选除杂—长石粗精矿强磁选除杂的联合工艺流程,可获得铁品位TFe 60.10%、铁回收率TFe 16.04%的铁精矿;品位P_2O_5 25.22%、回收率P_2O_5 81.10%的磷精矿;品位K_2O 2.58%、Na2O 5.62%,回收率K_2O 81.04%、Na_2O 83.82%的长石精矿,较好地实现了该非金属矿的综合回收。     

国外某钛铁矿石选矿试验研究

南非某风化壳沉积钛铁矿石铁品位为19.06%、Ti O2品位为9.90%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果显示:采用干式强磁选抛尾—弱磁选除铁—螺旋溜槽重选—摇床精选的工艺流程可以获得铁品位49.05%、铁回收率33.75%、Ti O2品位21.02%、Ti O2回收率27.70%的铁精矿,铁品位38.84%、铁回收率16.70%、Ti O2品位47.12%、Ti O2回收率39.02%的钛精矿。在此条件基础上进行了不同工艺流程对比试验,综合各因素,推荐采用强磁干选抛尾—螺旋溜槽粗选—弱磁除铁—螺旋溜槽精选—摇床精选的试验流程。     

新疆某低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

新疆某低品位磷灰石矿主要有价成分P2O5含量为4.82%，有害成分MgO含量为14.54%。为确定适宜的开发利用工艺，在系统工艺矿物学研究的基础上，开展了浮—重联合工艺和分级干式磁选工艺对比试验研究。结果表明：①矿石中主要有用矿物磷灰石含量为11.77%，可综合回收矿物黑云母含量为20.60%，主要脉石矿物透辉石含量为63.99%；磷灰石、透辉石和黑云母的粒度均较粗，易解离，有利于磷灰石的选别。②相对于分级干式磁选工艺流程，浮—重联合工艺流程在磷灰石精矿品位相近的情况下，回收率高出22.42个百分点且可综合利用黑云母矿物，选别指标更优。③采用“1粗1扫2精、中矿循序返回”的闭路试验流程，可获得产率为14.60%，P2O5含量为31.87%，P2O5回收率为96.63%的磷精矿。④针对含有24%黑云母的浮选尾矿，通过螺旋溜槽重选，可获得矿物含量大于95%的黑云母精矿。研究结果可为同类型磷矿资源的开发利用提供借鉴。     

从萤石浮选尾矿中综合回收铷锡选矿工艺研究

对某萤石浮选尾矿进行了综合回收铷锡的选矿试验研究.采用"反浮选抛尾、铷锡重选分离、弱磁选除铁、浮选收铷"流程,最终获得了铷精矿Rb2 O品位0.44％、Rb2 O回收率49.74％,锡精矿Sn品位5.48％、Sn回收率20.36％,铁精矿TFe品位66.58％、TFe回收率1.37％的试验指标.     

江西宜春低品位锂云母矿综合回收工艺研究

钽铌锂是重要的稀有金属,具有极高的开发利用价值。针对江西宜春地区低品位锂云母矿,开展了钽铌、锂及长石综合回收工艺试验研究。结果表明,针对低品位锂云母矿资源特性,开发了以-CO-NH-为主要作用官能团的高选择性锂云母捕收剂ZL-01,实现了在易于泥化的复杂矿浆体系中锂云母矿物的高效捕收,解决了传统脱泥-浮选工艺造成锂云母矿物流失的难题。以ZL-01作捕收剂不脱泥直接浮选锂云母矿物,浮选尾矿采用螺旋溜槽粗选-摇床精选的重选工艺回收钽铌矿物,重选尾矿采用弱磁-强磁联合的磁选工艺对长石矿物进行除杂提纯。在原矿含0.42%Li_2O、0.004%Ta_2O_5、0.008%Nb_2O_5的情况下,获得了Li_2O品位3.38%、回收率为73.50%的锂云母精矿,Ta_2O_5品位18.530%、Nb_2O_5品位24.120%,钽回收率48.89%、铌回收率36.98%的钽铌精矿,TFe含量(质量分数)0.090%、白度72.40%的长石精矿,实现了低品位钠长石化花岗岩蚀变锂云母资源的高效综合回收。     

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。     

铜铅锌铁矿选矿工艺流程研究

红岭铜、铅、锌、铁多金属矿,铜、铅品位低,铅仅为0.04%。为综合回收各种有用矿物,进行了选矿工艺流程试验。多方案工艺流程试验比较后推荐铜铅混合浮选再分离-混尾选锌-锌浮选尾矿弱磁选的工艺流程。该流程很好兼顾了各种目的矿物的回收,取得较好的工艺指标,铜精矿品位23.52%、回收率71.27%,铅精矿品位45.77%、回收率59.78%,锌精矿品位54.05%、回收率93.65%,铁精矿品位66.09%、回收率33.50%。