蒙古国某低品位稀土矿石选矿试验

蒙古国某低品位稀土矿石REO含量为1.50%，矿石中稀土矿物主要以类质同象形式赋存于磷灰石中，粒度一般为0.005~0.20 mm，矿物结构多为粒状、板状、柱状或片状，采用常规稀土浮选药剂浮选难以获得较好的浮选指标。通过浮选稀土载体矿物磷灰石进而实现稀土浮选的工艺，在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下，以碳酸钠为调整剂，水玻璃为抑制剂，F-716为捕收剂，经1粗2精1扫闭路浮选工艺，获得了稀土精矿REO品位11.65%、回收率86.95%的指标，为该稀土矿石资源工业利用提供了依据，可以为我国同类型矿山企业合理开发利用稀土矿产资源提供借鉴。     

某低品位白钨矿选矿试验

为综合回收利用WO3含量为0.045%的某低品位白钨矿,试验采用优先浮硫—白钨常温粗选—加温精选的工艺流程,以碳酸钠为调整剂,水玻璃为抑制剂,731为捕收剂进行浮选回收白钨矿试验,最终获得了含WO3为31.03%,对原矿回收率为75.38%的白钨精矿且经济效益显著。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

某低品位铜矿选矿试验

为有效选别某铜含量为0.66%的单一低品位铜矿石,在原矿性质分析及条件试验的基础上进行了选矿工艺试验,确定了合理的药剂种类及用量,最终确定采用1粗2扫3精的选铜工艺流程,获得了产率为3.06%、铜含量为18.42%,铜回收率为85.31%的铜精矿。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

某低品位金矿石选矿试验研究

对山东某低品位金矿石进行了选矿试验研究,通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了适合该金矿石开发的提金工艺,确定了一粗一精二扫的单一浮选工艺,可使精矿金品位达到56.25g/t、回收率达到93.31%;精矿银品位86.50g/t、回收率达到86.10%的较好指标。     

贵州某低品位萤石选矿试验研究

该矿石萤石品位为28.65%,属于低品位萤石矿。经试验制定2次粗选8次精选的浮选工艺流程,最终可获得SiO2含量小于0.5%、CaCO3含量小于0.4%、萤石精矿品位为97.69%、回收率为54.08%的优质萤石精矿。     

河南某低品位钼矿选矿试验研究

针对河南某低品位钼矿的矿石特性及矿物间的嵌布关系,采用新型捕收剂DT-1浮选辉钼矿,在磨矿细度0.074 mm占65%时,经过一次粗选、一次扫选、七次精选、中矿循序返回的闭路流程,获得了含Mo 50.02%、回收率84.97%的钼精矿,分选指标优异。浮选尾矿采用絮凝剂PAM(40 g/t)进行沉降,效果较理想,保证了回水的利用。     

某低品位铬矿石选矿试验

在重液分离和强磁选探索试验的基础上,按重选方案对某Cr₂O₃含量在14%左右的低品位铬矿石进行了多个流程的选矿试验,结果表明,将原矿磨至-0.076 mm占50%后分成+0.076 mm和-0.076 mm两个粒级进行摇床重选,可取得精矿Cr₂O₃品位为45.64%、Cr₂O₃回收率为67.99%的较好指标,从而为该低品位铬矿资源的合理开发提供了依据。     

云南某低品位氧化铜矿的选矿试验研究

试验矿样取自云南某地的低品位氧化铜矿,原矿品位0.68%,研究了该铜矿的浮选工艺以及在浮选过程中各种药剂的用量,最终精矿中铜的品位达到25.96%,回收率达到76.62%;与此同时,伴生银的品位达到264.2g/t,回收率达到57.16%。结果表明,此选别工艺可有效处理该低品位氧化铜矿。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。     

某低品位伟晶岩型锂辉石选矿试验

为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li₂O品位为5.25%,Li₂O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li₂O品位为4.12%,Li₂O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。     

江西某低品位锂辉石矿选矿试验

针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题,进行了选矿试验研究。结果表明：将450 g/t碳酸钠+300 g/t氢氧化钠加入磨机中,矿石磨细至-0.076 mm占70%,脱去-0.15 mm粒级矿泥,以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选,可获得Li2O品位为4.45%、回收率为74.17%的锂辉石精矿,精矿Li₂O品位较现场工艺提高了0.39个百分点,回收率提高了12.59个百分点;锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁,获得了Fe₂O₃含量为0.18%的长石精矿。     

新疆某低品位钼矿石高效利用选矿试验

新疆某低品位钼矿石钼品位仅0.076%。矿石中除钼外,还伴生含量为0.033%的铜和含量为1.232%的硫。虽然钼、铜、硫主要以辉铜矿、黄铜矿、黄铁矿形式存在,但它们共生关系密切,分离困难。根据矿石性质开展综合回收钼、铜、硫的选矿试验,首先将原矿粗磨至-0.074 mm占85%后进行钼铜硫的混合浮选,然后将钼铜硫混合精矿细磨至-0.043 mm占95%后进行钼铜与硫的分离浮选,最后对钼铜混合精矿进行钼与铜的分离浮选,并在钼铜硫混合浮选过程中使用新型捕收剂GZW101和新型抑制剂GTS、在钼铜分离浮选过程中使用新型抑制剂GLN,最终获得了钼品位为47.03%、钼回收率为73.20%的钼精矿以及铜品位为14.89%、铜回收率为77.26%的铜精矿和硫品位为54.26%、硫回收率为88.94%的硫精矿,从而为该矿石的高效利用提供了依据。     

四川某稀土矿选矿工艺研究

四川某稀土矿试样Re_xO_y品位为6.62%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,脉石矿物主要为萤石、重晶石及石英、角闪石。本研究采用摇床-浮选工艺对其进行选别,最终得到Re_xO_y品位63.68%、回收率为47.43%的摇床精矿和Re_xO_y品位60.37%、回收率为39.25%的浮选精矿,Re_xO_y综合回收率为86.68%。     

内蒙古大坝沟超贫磁铁矿石选矿试验

内蒙古大坝沟超贫磁铁矿石铁品位仅15.68%,且有21.81%的铁以硅酸铁形式存在,同时有少量磁铁矿因呈微细粒包裹于石榴石、黑云母中而难以解离。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明：采用块矿干选-闭路高压辊磨-粉矿干选抛尾工艺处理该超贫磁铁矿石,可以预先抛除产率达54.16%、铁品位为7.71%的合格尾矿,从而使矿石铁品位由15.72%提高到25.19%,而磁性铁损失率仅4.68%;预选精矿经阶段磨矿-细筛分级-阶段弱磁选,可以获得铁品位为65.52%、作业铁回收率为78.14%的合格铁精矿,其对原矿的铁回收率为57.39%。     

四川某稀土矿选矿工艺试验

四川某稀土矿RexOy品位为6.62%,稀土矿物主要为氟碳铈矿,脉石矿物主要为萤石、重晶石及石英、角闪石,采用摇床—浮选工艺进行选别,最终得到RexOy品位63.68%、回收率为47.43%的摇床精矿和RexOy品位60.37%、回收率为39.25%的浮选精矿,RexOy综合回收率为86.68%。     

某低品位钛铁矿选矿试验研究

某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为4.55%,属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单,主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿,主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石,首先进行了重磁拉抛尾,获得了TFe含量为12.31%,TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿;抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后,采用"螺旋溜槽+干式磁选"工艺,获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品,回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。     

某低品位铁矿石选矿试验

试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。