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.     

巴基斯坦某铁矿反浮选试验研究

巴基斯坦某铁矿中磁铁矿和赤铁矿的嵌布粒度细,通过磁选难以获得高品位铁精矿。为提高精矿品位,在对巴基斯坦某铁矿选矿工艺进行系统研究的基础上,确定"阶段磨矿-阶段选别"的工艺流程,全流程试验采用"两段磨矿,一段磁选抛尾,二段反浮选"方法提高精矿品位,获得了铁精矿品位为62.84%,铁回收率为70.04%的良好选矿指标。     

印尼钛铁砂磁选适宜磨矿细度的研究

为更高效地开发利用印尼钛铁砂,利用X射线衍射(XRD)、激光粒度分析以及扫描电镜-能谱(SEMEDS)等研究方法,对钛铁砂的矿石性质及其细磨磁选过程进行研究。结果表明:在该钛铁砂中,铁和钛均主要以钛磁铁矿、钛铁矿、钛赤铁矿的形式存在;采用细磨、磁选方法进行选矿,磨矿细度达-0.074 mm占87.98%后,磨矿效率为平均每分钟-0.074 mm含量的增长率仅为0.913%;综合考虑磨矿成本与磁选指标,在选矿过程中,适宜的磨矿细度为-0.074 mm占72.76%,在此磨矿细度条件下,当磁感应强度为160 m T时,获得的铁精矿中铁品位为59.5%,铁回收率为95.70%,Ti O2品位为11.7%,Ti O2回收率为92.21%。     

某钛铁矿的选矿工艺试验研究

某钛铁矿矿石包括钛铁矿、石英、锐钛矿、赤铁矿、白云母及绿泥石等矿物,主要为赤铁矿,其次为硅酸铁,磁铁矿物较少,钛主要以钛铁矿和锐钛矿形式存在。根据探索试验,制定了"弱磁选-强磁选抛尾-摇床精选"的工艺流程,并在此基础上进行了条件试验,确定了最佳磨矿细度为-200目含量占83.5%,弱磁场强度为1200Oe,强磁选强度为1T。得到最终试验结果为:铁精矿铁品位为60.8%,回收率为5.4%;钛精矿钛的品位为46.86%,回收率为77.02%。     

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。     

甘肃肃北某细粒铁矿石选矿试验研究

某铁矿石嵌布粒度较细,矿石比较难磨,对其进行精准取样,开展选矿试验研究。试验结果表明,TFe品位24.01%的铁块矿,在-400目90.8%的磨矿细度下,经过"预选-三段磨矿-五段磁选"流程选别,可获得精矿TFe品位55.66%、回收率55.07%的选别指标,选矿比4.209倍。     

甘肃某复杂难处理铁矿石磁选试验

甘肃某铁矿中铁矿物主要为磁铁矿,矿物组成复杂、嵌布粒度细微、嵌布关系复杂,且铁品位较低,属于难处理铁矿石。为了使该矿石资源合理的开发利用,采用磁选对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用1粗2精(精选前再磨至-0.045 mm占90%)的试验流程,可获得铁品位63.37%、回收率为68.04%的铁精矿。     

某磁铁矿选矿工艺试验研究

某磁铁矿石矿物组成复杂,为了充分利用其中的矿物资源,进行了该铁矿物的工艺矿物学研究及选矿工艺试验研究。结果表明该矿石具有钙镁高、硅铝低的特点,属碱性矿石的范畴;矿石中可供选矿回收的主要组分是铁。通过阶段磨矿阶段选别—中磁选回收流程可获得产率34.01%、品位65.36%、回收率72.50%的铁精矿;通过阶段磨矿阶段选别—强磁选回收流程可获得产率38.93%、品位59.62%、回收率75.69%的铁精矿。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。     

云南某锌锡铜多金属矿石浮选分离工艺研究

云南某锌锡铜多金属矿的特点是选矿回收的矿物种类多、铜锌锡硫矿物的嵌布粒度细,共生关系密切,选矿难度大.该矿经过一系列的试验研究,最终采用了"铜锌硫优先浮选-磁选脱硫除铁-重选回收锡"的阶段磨矿阶段选别工艺流程.获得的各种选矿产品的选别指标如下:铜精矿品位16.66％、回收率53.18％的;锌精矿品位48.33％、回收率...     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

某难选赤褐铁矿选矿试验研究

某难选赤褐铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质硫、磷、砷含量较低。为了开发利用该铁矿资源,对其进行了选矿试验研究。原矿性质分析可知,铁品位为38.79%,铁矿石中赤铁矿占77.67%,褐铁矿占12.27%。条件试验研究表明,原矿经加煤粉还原焙烧后磨矿,再进行一次粗选、一次精选、一次扫选的磁选试验,最终可获得铁品位为61.53%,回收率为75.22%的铁精矿产品。     

安徽某金铅锌硫化矿选矿新工艺试验研究

针对安徽某金铅锌复杂多金属硫化矿选矿指标较低、药剂制度复杂且用量大等问题,分析了原矿的矿物组成及矿石性质,并开展了大量探索性试验,最后提出采用磁选脱除磁黄铁矿-金铅混合浮选-金铅分离浮选-尾矿活化选锌的原则流程处理该矿石。结果显示：闭路试验可获得金含量为43.68×10-6,回收率为46.12%的金精矿;铅精矿中金含量为162.00×10-6,回收率为35.39%,铅含量为38.53%,回收率为72.24%,金的累积回收率达81.51%;锌精矿中锌含量为42.79%,回收率为67.51%。与原有选矿工艺相比,新工艺不仅提高了选矿指标还大幅减少了药剂用量。     

内蒙古某铁矿选矿工艺试验研究

内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。     

分级重选—磁选—反浮选联合工艺处理某高泥赤铁矿

湖北某低品位高泥赤铁矿资源含Fe 21.24％,该铁矿原矿脉石矿物成分复杂,含有大量的易泥化的绿泥石、高岭土黏土类矿物,且目的矿物与脉石矿物呈现微细粒交代嵌生结构,不利于铁精矿品位的提高.结合工艺矿物学研究及不同工艺方案对比试验结果确定了筛分分级—棒磨粗磨—溜槽重选—高梯度磁选—磁选精矿再磨—反浮选的联合工艺流程,该工...     

陕西某微细粒浸染型金矿选矿试验研究

微细粒浸染型金矿床往往富含砷、汞、锑、碳等难处理矿物,其中细粒金常赋存于黄铁矿等硫化矿物中,属于难处理矿石。陕西省某金矿床金矿物粒径非常细小,主要为次显微金,通过传统浮选方法难以获得高品位的金精矿产品,为有效提取细粒金矿石,开展了工艺矿物学及选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿床主要载金矿物为黄铁矿,在-0.074 mm占60％的细度条件下,黄铁矿的解离度达93.48％,自然金以次显微金及晶格金存在,属于微细粒浸染型难处理矿石。综合对比选矿试验结果表明,该金矿宜采用“研磨-焙烧-研磨-氰化”的流程方案,首先将原矿磨细到-0.075 mm占80%,然后在650 ℃的温度下焙烧2 h,再将焙烧矿磨细到-0.075 mm占95%,在NaCN用量为4 kg/t、氰化时间为36 h的条件下,金浸出率可达73.36%。该试验方案适合微细浸染型金矿石的浮选,选矿效果较为理想。     

‘Waste recovery in ironmaking and steelmaking processes’ 13 and 14 December 2010

Abstract

In order to develop and utilise cheap iron ores with low quality for cost reduction, a hematite ore from Xinjiang province was investigated to determine the iron increase and silicon reduction using ore dressing process experiments. Results showed that iron concentrate with 61%Fe and iron recovery of 66% were achieved through the process flowsheet of grinding, high intensity magnetic separation, regrinding of coarse concentrate, clean concentration by high intensity magnetic separation, roughing reverse floatation and cleaning reverse floatation of the high intensity concentrate, with the tailings from this latter stage fed back into the roughing reverse floatation stage.     

某微细粒难选铁矿选矿试验研究

某铁矿为微细粒弱磁性铁矿,有用矿物主要是赤铁矿和磁铁矿,脉石矿物主要是石英．在磨矿中产生许多矿泥,影响其可浮性．采用重选、磁选、浮选、选择性絮凝和磁化焙烧等工艺处理该矿石．结果表明,采用选择性絮凝脱除矿泥,阳离子反浮选工艺最合适．在原矿含铁45．27％的情况下,获得铁品位59．67％,回收率78．84％的铁精矿．