四川某锂辉石矿磨矿产品粒级优化试验研究

针对四川某锂辉石矿,在浮选入料粒度为-0.075 mm粒级占70%的前提下,系统研究了磨矿浓度、磨矿时间、介质充填率、钢球配比、药剂作用及磨矿介质类型等参数对锂辉石最佳浮选粒级(-0.106+0.038 mm)分布及品位的影响。实验室试验结果表明,通过调整磨矿浓度、介质充填率和钢球配比等参数,可有效提高-0.106+0.038 mm粒级含量和磨矿技术效率。在此基础上,添加碳酸钠可改善磨矿过程中矿浆的流变性,碳酸钠用量为800 g/t时,能进一步提高-0.106+0.038 mm粒级产率。在-0.075 mm粒级占70%条件下,球磨和棒磨获得的-0.106+0.038 mm粒级含量相近,但球磨产品中该粒级Li₂O品位更高,选择性磨矿作用更好。优化球磨参数后,锂辉石回收率可达95.92%,精矿品位为4.84%。     

X射线拣选-反浮选工艺在宜昌中磷层磷矿选矿中的应用

宜昌中磷层磷矿平均P₂O₅品位仅为22%左右,难以直接工业利用。中磷层磷矿有价磷矿物为磷灰石和胶磷矿,其嵌布粒度较细、在0.03~0.5 mm之间,磷灰石和胶磷矿多呈富磷矿物集合体形式存在,富磷矿物集合体嵌布粒度较粗,能够作为选别对象。中磷层磷矿经过筛分处理,-10 mm粒级磷精矿P₂O₅品位约为26%,可直接给入浮选作业处理。而-30+10 mm粒级产品采用X射线拣选技术,可获得P₂O₅品位26%以上、作业回收率80%~86%的磷精矿。筛分作业-10 mm粒级磷精矿与X射线拣选得到的磷精矿合并送往反浮选作业,最终可获得P₂O₅品位32%以上的优质磷精矿。试验结果表明,X射线拣选—浮选联合工艺表现出优良的分选效果,在处理其它类似低品位、嵌布粒度细的磷矿资源时,该联合工艺有巨大的推广潜力。      

江西某微细选钨尾砂工艺矿物学研究

为充分回收选钨尾砂中的有价矿物,利用矿物自动分析仪（MLA）、化学分析、X射线衍射仪（XRD）、扫描电镜等手段对江西某微细选钨尾砂进行系统性工艺矿物学研究。结果表明：① 试样Cu含量为0.11%、WO3含量为0.29%,其中WO3达到最低利用工业品位;主要脉石成分SiO2含量为67.52%。② 试样-0.038 mm粒级产率为55.28%,-0.075 mm粒级含量达83.82%,细粒级含量较高;Cu、WO3明显富集于-0.038 mm微细粒级,其他粒级中含量相对较低;Al2O3主要富集于-0.038 mm粒级中,而各粒级Pb、Zn、Mo含量均较低。③ 试样矿物组成十分复杂,金属矿物主要为黄铜矿、白钨矿、黑钨矿;非金属矿物主要为石英、白云母、黑云母、长石、绿泥石。④ 黄铜矿单晶颗粒外形常呈条状、角形或其他不规则形状,常见角状细粒黄铜矿与黄铁矿、白云母连生;白钨矿单晶颗粒外形常呈致密状、块状或不规则状,常见不规则微粒白钨矿包裹于绿泥石、萤石中;黑钨矿单晶颗粒常呈三角状、半自形或他形粒状,常见以微粒浸染状被方解石、石英包裹;白云母多数呈叶片状单体存在;黑云母主要为板状或短柱状,横切面为六边形,集合体为鳞片状,多数呈单体。通过分析确定回收目标矿物为硫化铜矿物和云母类矿物,并设计浮选回收工艺为1粗3精1扫流程和1粗5精1扫、中矿合并脱水流程。     

云南某中低品位磷矿工艺矿物学研究

为了开发利用云南某矿区低品位磷矿石,采用X射线荧光分析仪（XRF）和矿物自动定量分析系统（AMICS）对该磷矿石的化学成分、矿物组成、矿物嵌布特征、磷灰石粒度分布、单体解离与连生特性进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明：该磷矿石为硅钙质高倍半氧化物磷矿石,需要通过选矿的方法脱除部分石英、白云石、硅铝酸盐矿物和褐铁矿以富集磷灰石;磷灰石的单体解离、微细粒磷灰石和微细粒脉石矿物是影响磷灰石选别指标的主要不利因素;磷在各粒级分布较均匀,无法通过筛分的方法预先抛除部分尾矿;硅主要赋存在石英中,在细粒级(-0.038 mm)富集明显,浮选脱除具有较大难度。研究结果可为该磷矿选矿工艺的制定提供一定的指导。     

磨矿过程中添加石灰对铜锌硫化矿浮选的影响

通常石灰在铜锌分离的浮选作业中主要起调节矿浆pH和抑制黄铁矿的作用,但研究发现相比不加石灰磨矿时,加石灰磨矿可增大-0.075+0.044mm粒级含量并降低-0.106+0.075mm粒级含量,同时黄铜矿的完全单体解离及富连生的百分率提高了6.43%。经SEM-EDS分析认为:添加石灰后形成的氢氧化钙微粒子进入矿石磨矿过程产生的裂隙,使得外力去除后裂隙不能闭合,当外力再次作用时矿物易于沿裂隙解离。因此石灰加入磨机提高了矿物单体解离度,相应黄铜矿浮选回收率提高了4.57个百分点,铜精矿内锌的含量降低了0.47个百分点。     

青海某低品位磷矿石综合利用研究

青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、（氟）磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P₂O₅、TFe和K₂O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明：采用棒磨粗磨（-0.35 mm占78.22%）分级（d=0.35 mm）、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨（-74 μm占50.90%）1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿（一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%）、磁选尾矿分级（d=45 μm）脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P₂O₅品位为32.01%、P₂O₅回收率为92.85%的磷精矿,K₂O品位为9.58%、K₂O回收率为20.80%的粗云母精矿和K₂O品位为8.38%、K₂O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。     

采用磷灰石新型常温捕收剂DJX-6优化某铁尾矿中磷的回收工艺

河北柏泉铁矿磁选尾矿粒度较粗,-0.074 mm粒级产率为30.76%,有用矿物磷灰石主要富集在细粒级中,且解离度较低,现场在矿浆温度为37 ℃情况下,以氧化石蜡皂+脂肪酸+MES为捕收剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回闭路流程选磷,获得了P₂O₅品位和回收率分别约为33%和85%的磷精矿。为了解决现场浮磷需要加温且精矿指标不理想的问题,采用东北大学相关课题组研制的新型常温浮磷捕收剂DJX-6进行了选磷试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm占60%,浮选矿浆温度为20 ℃、pH=10（Na₂CO₃用量为400 g/t）,水玻璃用量为200 g/t,DJX-6用量为400 g/t的情况下,采用1粗3精1扫闭路流程处理,最终获得P₂O₅品位为33.30%、P2O5回收率为93.36%的磷精矿。与现场相比,不仅药剂用量大幅度降低、浮选矿浆无需加温,而且磷精矿P₂O₅回收率从85%左右提高至93.36%,因此,现场浮磷改用DJX-6为捕收剂将取消配套加温系统,大幅度降低能源成本,增加精矿产量,为企业创造显著的经济效益。     

贵州省某高品位钙质磷矿工艺矿物学研究

为了摸清贵州省某高品位钙质磷矿矿石性质,为后续生产工艺提供理论指导,采用偏光显微镜、X射线衍射仪、扫描电镜等分析手段对该矿石的化学组成、矿物组成、各组分赋存状态、主要矿物的嵌布特征、嵌布粒度特征和单体解离度等进行了工艺矿物学研究。研究结果表明：该工业矿物为胶磷矿,脉石矿物主要为碳酸盐矿物、石英、玉髓、长石-黏土类矿物,以及少量铁碳质矿物。胶磷矿与碳酸盐矿物的嵌布粒度较大,较易解离,在磨矿细度为-0.074 mm占60%时,胶磷矿与碳酸盐矿物单体解离大于85%。石英-长石-黏土类矿物和铁碳质矿物的嵌布粒度较小,并且部分以浸染状嵌布于胶磷矿内部,解离分选难度较大,需要在磨矿细度足够细(<0.04 mm)时,该部分脉石才可解离出,此时精矿P₂O₅的理论品位可达到36.25%。     

马来西亚某褐铁矿石工艺矿物学研究

马来西亚某褐铁矿矿石中部分铁矿物嵌布粒度细,磨选难度大,采用传统的磨矿—磁选工艺,精矿回收率偏低。采用传统工艺矿物学研究方法,结合光学显微镜、X射线衍射、化学分析等手段,对矿石的物质组成、元素赋存状态、主要矿物产出特征、矿石的结构构造、粒度组成、物理性质进行了详细研究。结果显示:矿石铁品位为49.66%,主要杂质成分为Si O₂和Al₂O₃;矿石中的铁主要以褐铁矿的形式存在,非金属矿物主要为石英,其次为高岭石等;褐铁矿主要以凝胶状、层状(或结核状、鲕状)、蜂窝状、网脉状、树枝状、包裹状、浸染状等形式与脉石连生,连接界面呈齿状交错分布;矿石构造形式复杂,其中的铁矿物多呈不规则粒状、板状和交代氧化假象结构,嵌布粒度极不均匀;样品中+0.28mm粒级含量较高,Fe的分布率可达51.41%,部分铁矿物在各个粒级中均匀分布,铁品位均在50%左右,另外,各粒级中Al₂O₃的含量较高,品位在5.0%以上,Al₂O₃的存在对后续铁精矿的质量有一定的影...     

织金含稀土磷矿石反浮选试验研究

根据矿石性质,采用自制的白云石类脉石矿物高效捕收剂AB对织金含稀土磷矿石进行1粗1精反浮选试验,在磨矿细度为-0.075 mm占82.80%、AB用量粗选和精选分别为350 g/t和100 g/t,抑制剂磷酸用量粗选和精选分别为12 kg/t和2 kg/t的条件下,获得了P₂O₅品位为31.20%、P₂O₅回收率为84.62%、RE₂O₃含量为0.133%、RE₂O₃回收率为92.98%、MgO含量为1.07%的磷精矿,为综合性开发该含稀土磷矿石资源提供了经济可行的技术依据。     

贵州某高硫铝土矿工艺矿物学研究

以贵州某高硫铝土矿为研究对象, 采用元素分析、矿物自动分析仪(MLA)和扫描电镜(SEM)等方法, 研究了高硫铝土矿的化学组成、主要矿物的解离度及连生关系、矿物表面形貌等, 结果表明: 矿石中Al₂O₃含量为62.71%, S含量为3.37%, SiO₂含量为9.94%;矿石中元素Ce和Ga含量分别达到121.0 g/t和40.3 g/t; 黄铁矿在矿石中分布广泛, 与一水硬铝石连生紧密, 嵌布粒度较细; 在磨矿细度为-0.075 mm占77%的条件下, 一水硬铝石和黄铁矿的解离度分别为14.10%和71.20%, 黄铁矿解离度较高, 一水硬铝石解离度较低, 可采用"阶段磨矿—阶段选别"的浮选工艺脱硫。      

非洲某钽铌砂矿矿石性质及预选工艺研究

为了给中国某矿业公司开发非洲某钽铌砂矿提供依据,首先对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,结果表明：矿石中钽、铌的含量分别达到了97.4 g/t和1 044.2 g/t,远远超过了工业开采指标要求;有用矿物除铌铁矿外,还伴生钛铁矿、锡石、锆石以及独居石、钍石等,脉石矿物则主要为石英、长石;有用矿物嵌布粒度较粗,且基本都已经单体解离,同时它们与石英、长石的重选分离难易度处于“较易”范围;矿石中+3 mm粒级的产率达21.10%,但钽、铌在其中的分布率只有3.04%和1.33%。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿按3 mm筛分抛尾、筛分精矿跳汰抛尾、跳汰精矿按0.5 mm分级摇床精选的工艺流程进一步进行了预选试验,获得了预选精矿产率为0.71%,Ta₂O₅、Nb₂O₅、Sn、ZrO₂品位分别为1.21%、12.93%、7.12%、14.97%,相应回收率分别为89.45%、90.04%、87.16%、70.58%的较好指标,并使钛、钍、铪、铈也得到了富集。下一步将对预选精矿开展有用矿物互相分离的深选试验。     

云南某磷矿擦洗矿泥中磷的浮选回收试验

云南某磷矿擦洗矿泥P₂O₅含量达20.08%，主要含磷矿物为氟磷灰石，矿物粒度粗细不均，磷在粗粒级有一定程度的富集。对试样进行了回收磷的浮选试验。结果表明，在磨矿细度为-200目占70%时，以自制的LC3为磷矿物捕收剂，采用2粗2扫3精、中矿顺序返回流程处理该擦洗矿泥，最终可获得P₂O₅品位为28.38%、回收率为98.67%的磷精矿。     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

某硅镁质胶磷矿正-反浮选试验研究

对某高硅低镁低品位胶磷矿进行了选矿试验研究。采用正-反浮选工艺流程,在磨矿细度-0.074 mm粒级占98.57%情况下,采用"一粗一精一扫"正浮选脱硅与一段反浮选脱镁联合流程,最终获得了P₂O₅品位28.64%、回收率78.26%、MgO含量0.88%的磷精矿,有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离。     

青海低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

对青海某低品位磷灰石型磷矿进行了浮选试验研究。原矿经粗磨后, 可抛除约20%的粗粒黑云母和透辉石。抛尾后试样经再磨后, 采用氧化石蜡皂和2^#药作为捕收剂, 在无碱条件下, 开路试验获得的磷精矿P₂O₅品位为35.41%、P₂O₅作业回收率为87.24%。闭路流程试验获得了磷精矿P₂O₅5 32.01%、P₂O₅作业回收率达97%的良好结果。采用可溶性淀粉可有效抑制磷精矿中的含镁矿物, 从而获取合格的磷精矿。