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。     

甘肃某氧化型锰矿选矿试验研究

针对甘肃某氧化型锰矿进行了工艺矿物学及选矿试验研究,原矿中Mn含量为21.48%。通过重选方法 "原矿-磨矿-重选"工艺,可得到锰品位25.50%,回收率为58.73%,尾矿中锰17.10%,损失率41.27%。通过原矿-磨矿-湿式强磁选工艺,在-0.074 mm含量为68.45%,用1650 mT的磁场强度下进行湿式强磁选所得到的锰精矿和尾矿,锰精矿含锰28.75%,回收率55.59%,尾矿中含锰15.96%,损失率为44.41%。将试验所获得的"精矿+中矿"合并焙烧后锰精矿锰品位可提高到29.21%以上,质量达到国标冶金用锰矿石A类A5Ⅱ组标准。     

浮选-超导高梯度磁分选氟碳铈矿试验研究

为降低微细微弱磁性矿物氟碳铈矿的损失,有效改善氟碳铈矿的选别指标,将超导高梯度磁选应用于德昌大陆槽稀土矿氟碳铈矿的分选。结果表明:超导高梯度磁选将浮选精矿的REO品位由50.31%提高到63.56%,实现了微细微弱磁性矿物氟碳铈矿与非磁性矿物的高效分离与回收,有效改善了氟碳铈矿精矿的质量。采用一粗-一扫-二精的闭路浮选和超导高梯度磁选组合工艺,在最佳工艺条件下,即粗选磨矿细度为-0.074 mm 85.42%,药剂AHY、水玻璃和AOH用量分别为2400,2000和60g·t~(-1),扫选AHY和AOH用量分别为300和30g·t~(-1)及空白精选,以及背景磁感应强度、给矿速度和浓度分别为5.0 T,15 L·min~(-1)和20%,从REO含量为2.59%的稀土矿中获得了REO品位和回收率分别为63.56%和82.21%的稀土精矿。超导高梯度磁选为微弱磁性矿物提供了足够高的磁场力使其有效捕获,并可有效改善微弱磁性矿物精矿品质,将成为一种经济清洁有效选别微弱磁性矿物的方法。     

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。     

广东某低品位黑白钨混合矿选矿试验研究

随着钨资源不断开发利用,钨矿品位逐年下降,造成采选成本高,选矿难度大,尤其黑白钨混合矿综合利用率较低。为了解决如何高效回收利用这类钨矿山资源的难题,针对某矿山原矿WO₃含量为0.15%的钨矿石进行选矿试验研究。研究表明,采用强磁选-重选-浮选联合工艺,强磁选-重选可获得黑钨摇床精矿和黑钨摇床中矿,其WO₃含量分别为56.76%和21.08%,回收率分别为20.43%和5.20%;强磁选矿尾矿分级溜槽重选和摇床重选可获得白钨摇床精矿,其WO₃含量为58.34%,回收率为37.33%;摇床中矿和细泥归队集中浮选可获得白钨浮选精矿,其WO₃含量为65.04%,回收率为16.91%;最终黑白钨精矿及钨中矿产品中钨回收率合计为79.87%。该工艺可以获得较好的钨选矿指标,且选矿经济效益明显,可实现钨的高效回收,为此类资源的开发利用提供借鉴。     

某低品位混合稀土矿浮选试验研究

某稀土矿矿物种类繁多,矿石性质复杂,稀土元素品位低、赋存状态复杂,主要为氟碳铈矿和独居石。有用矿物嵌布粒度细,与绿泥石、长石等脉石矿物共生紧密、交代复杂造成的难以磨矿解离是选矿回收的难点。根据矿石性质,在探索试验的基础上,确定采用阶段磨矿、阶段选别、反浮选脱硫-浮选稀土矿物工艺流程:原矿磨矿细度选择0.074 mm 90%,添加NaCO_3和NaOH调整pH约8.5,添加CuSO_4为活化剂,丁基黄药为捕收剂,2#油为起泡剂,反浮选硫化物脱硫。脱硫尾矿作为给矿,添加水玻璃为脉石抑制剂,Na_2SiF_6为稀土矿物活化剂,H_(205)和D_(41)为捕收剂,经一次粗选、四次精选、一次扫选产出稀土精矿和尾矿,稀土精选中矿再磨细度0.043 mm 90%,添加H205和D41单独浮选处理,获得中矿处理精矿返回到稀土精选Ⅱ作业,中矿处理尾矿返回到稀土粗选作业。闭路试验获得稀土精矿稀土品位30.20%,回收率76.10%;硫化物稀土品位1.85%,回收率3.28%的选矿指标。     

湖南永州某低品位锰矿的选矿试验研究

以永州某地低品位锰矿(WMn=11.57%)为原料,采用湿式强磁选—阴离子正浮选联合工艺,进行了选矿试验研究。研究结果表明:原矿细磨至-0.074 mm(-200目)占92%之后,经磁场强度为1.3T的强磁选,得到含锰20.12%、回收率为89.44%的磁精矿;再对磁精矿进行阴离子正浮选试验,获得了品位为30.85%、回收率为86.36%的锰精矿。     

四川某高铁氧化铅锌矿选矿工艺研究

针对四川某高铁氧化铅锌矿进行了优先浮选、脱泥浮选、摇床重选和强磁选等选矿工艺的条件试验和全浮选工艺流程研究,通过试验得到了铅品位72.59%、铅回收率60.19%的硫化铅精矿;锌品位51.83%、锌回收率12.23%的硫化锌精矿;铅品位59.90%、铅回收率28.78%的氧化铅精矿;锌品位29.09%、锌回收率41.86%的氧化锌精矿。氧化铅浮选采用脱泥浮选可以较大幅度地降低硫化钠的用量,氧化锌矿物的选别采用摇床重选-强磁选联合流程,可以有效消除弱磁性铁矿物对氧化锌精矿品位的影响。各种铅锌矿物得到了有效回收。     

从多金属矿中回收钨的研究

针对广东某钼多金属矿矿石性质复杂、有价矿物呈不均匀嵌布的特点,先采用螺旋选矿机和摇床将钨矿物和钼铋硫化矿富集,然后用摇床精选钨。在原矿品位WO30.601%的条件下,获得品位WO365.02%、回收率66.13%的重选钨精矿。对细粒级钨矿物即重选尾矿-0.2mm粒级通过浮选回收,获得品位WO365.20%、回收率15.47%的浮选钨精矿。采用重-浮联合流程回收钨,钨精矿品位WO3达65%以上,回收率81.60%,钨得到有效回收。     

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。     

云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

河南某难选低品位微细粒金红石选矿试验研究

对河南省某低品位难选细粒金红石与钛铁矿进行了矿物学及分选试验研究。矿石中金红石与钛铁矿均有回收利用价值,金红石矿物呈他形、半自形柱状,多以集合体形式沿脉石矿物的片理方向排列分布,钛铁矿连生体呈细小的粒状被角闪石、黑云母和石英包裹。目的矿物金红石嵌布粒度较细,属细粒、微细粒不均匀嵌布,粒度区间跨度较大,一般为0.037~0.074 mm。在原矿TiO2含量为2.10%,Fe2O3含量为9.69%的情况下,经重选—磁选—酸洗—浮选的原则流程可得到金红石精矿品位为88.25%、回收率为97.80%,钛铁矿精矿品位为11.76%、回收率为89.57%的较好指标。其中重选为一粗一精,强磁选扫二、扫三中矿合并再重选的流程;磁选为一粗四扫,扫一、扫四中矿与粗选精矿合并成磁选精矿进行酸洗;浮选为一粗两精两扫流程。研究结果对难选低品位微细粒金红石矿的综合利用具有一定的指导意义。     

白云鄂博矿綜合回收稀土的选矿研究

本文主要介绍采用烷基异羟肟酸及其胺盐作为稀土矿物捕收剂,从该矿主东矿体中贫氧化矿原矿、萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中优先浮选稀土有关问题。通过对上述三种试料进行试验,均获得稀土品位大于60％,回收率大于50％的高品位稀土精矿和分低品位稀土精矿。证明了烷基异羟肟酸及其胺盐是稀土矿物有效捕收剂;采用优先浮选稀土选矿工艺从该矿中综合回收稀土是切实可行的。但是,由于萤石稀土混合泡沫产品和重选稀土粗精矿中矿物表面剩余氧化石腊皂的影响,都需采取强抑制、强捕收才能获得满意的选别指标。     

云南某低品位黑钨矿选矿试验研究

云南某低品位钨矿中WO3主要赋存于黑钨矿,杂质矿物以石英为主,少量硫化矿物和磁性铁矿物,钨矿物嵌布粒度粗细不均,属低品位难选钨矿。针对该钨矿的特点,论述了磨矿细度、药剂用量和磁场强度对该钨矿选别效果的影响,对该低品位钨矿采用了"磨矿—摇床抛废(产出部分钨精矿)—中矿再磨—浮选脱硫—磁选除铁—摇床重选"的联合工艺回收钨矿物,在原矿含WO30.31%的条件下,最终获得了含WO363.40%、WO3回收率为79.76%的钨精矿,实现了对该低品位钨矿的有效回收。     

云南某选厂锡富中矿提质降杂试验研究

云南某选矿厂多金属原矿经磨矿分级、铜锌浮选,尾矿通过±37mm分级,-37mm粒级物料再经脱泥、除硫除铁后浮选,产出锡粗精矿,锡粗精矿再经摇床精选后,得到合格锡精矿和品位约2.5%的锡富中矿;在委托外单位进行加工的过程中,存在运输和委托加工成本高、代加工金属折率低(锡富中矿品位2.5%左右时折率43%)、锡金属损失严重等问题。在原矿含锡2.63%的条件下,通过离心机一次精选后,可获得锡品位为12.05%、回收率70.12%的锡精矿。该离心机具有操作简便,占地面积小、运维成本低、精矿产品富集比和回收率高等优点,可为细粒级金属矿物的合理开发利用提供借鉴。     

某稀土尾矿综合利用技术研究

以REO品位1.7%的稀土尾矿为研究对象,开展矿浆p H、水玻璃用量及捕收剂用量对比实验,优先脉石矿物抑制剂,采用"浮团聚磁选"工艺处理该尾矿样品。实验结果表明,在抑制剂CS和捕收剂RF的作用下,经一粗三精浮选闭路和一粗一精磁选工艺可以得到REO品位40.57%、回收率为48.17%的稀土精矿,成功实现低品位尾矿中稀土矿物的回收利用,节约资源,减少排放,具有巨大的资源和环境效益。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。     

云南某褐铁矿石选矿试验研究

主要对广西某褐铁矿进行选矿试验研究,针对该矿石铁品位相对较高,含S、P成分少的性质,采用了单一重选、磁选及氧化焙烧-强磁选和还原焙烧-弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明,采用单一摇床重选或强磁选,精矿铁品位和回收率都低,选别效果较差;采用氧化焙烧-强磁选工艺,氧化焙烧可以把原矿品位提高到57%,强磁选对提高矿石品位效果较差;采用还原焙烧-弱磁选工艺效果较好,可获得品位为59.77%、回收率为77.24%铁精矿。     

湖北某重稀土矿的选矿试验研究

湖北某重稀土矿是以钇为主要成分的稀土矿,主要含钇矿物为硅铍钇矿、褐钇铌矿及磷钇矿。为了开发利用该重稀土矿资源,进行了实验室选矿试验研究。试验原矿品位为(Y_2O_3)0.088%,采用"磁选-浮选"的工艺流程,最终可获得稀土精矿品位为(Y_2O_3)3.42%,精矿产率为1.67%,回收率为58.13%重稀土精矿。     

锡粗精矿精选工艺试验研究

对含锡品位6％的粗精矿,分别开展了"除硫浮选-锡石浮选-摇床重选"及"除硫浮选-摇床重选"两种精选工艺试验;锡精矿品位提高2.498个百分点,回收率降低8.50个百分点;合格锡富中矿品位提高1.927个百分点,回收率提高12.39个百分点;锡总回收率提高3.89个百分点为96.26％,尾矿品位降低0.882％为0.23...