铬铁矿和萤石矿用浮选柱选别

美国矿山局盐湖城研究中心调查研究了用浮选柱和一般浮选机选别铬铁矿和萤石矿的对比情况。脱了泥的铬铁矿用小气泡浮选柱能得到一种品位44.7％Cr_2O_3、回收率87.1％的粗精矿;而用一般浮选机仅能生产40.4％Cr_2O_3、回收率85.4％的粗精矿。萤     

浮选精矿在进入磁选前的分散

浮选精矿高梯度磁选和湿式强磁场磁选的实验室试验证明，磁选的品位和回收率在很大程度上受到原给矿矿粒分散状态的影响。在本次研究中，以用脂肪酸捕收剂浮选后的锂辉石浮选精矿为例，当为改善矿粒的分散状况，把矿浆的ｐＨ值从７调节到２时，其回收率提高了１０％。对于用膦浮选后含有闪锌矿和黄铜矿的铅精矿产品，其品位和回收率在ｐＨ值为５左右时均为最佳，回收率提高约５％。     

铬铁矿选矿现状及发展趋势(下)

(二)磁选、电选世界上第一个采用磁选法处理铬矿石的是芬兰的凯米选矿厂,该厂采用5台琼斯高场强磁选机,选出含Cr_2O_345～47％的精矿供作铸砂原料和含Cr_2O_342～44％精矿用于铬铁厂,磁选部分的回收率超过90％。     

改善罗马尼亚Rosia Poieni矿床矿石选别深度的尝试

采用浮选-磁选以及细菌浸出方法,回收罗马尼亚 Rosia Poieni 矿床矿石中铁、钼和铜有用成分。用浮选方法,向矿浆中添加Na_2CO_3 17克/吨、Na_2S 1300克/吨、NaCN33克/吨,NaSiO_3 33克/吨以及煤油53克/吨,获得含钼18％,钼回收率为83.5％的精矿;钼浮选尾矿经磁场强度分别为900奥斯特、1000和1200奥斯特的三段磁选,获得含铁     

某钽铌矿重选尾矿中锂云母回收试验研究

某钽铌矿重选尾矿中锂云母具有较高的回收价值。依据试料性质,主要进行了先磁选后浮选、直接浮选、分级浮选三种工艺流程方案的对比试验,最终确定采用先磁选后浮选工艺流程。随后进行了磁场强度、磁介质、矿浆pH值、椰油胺用量等条件的优化试验以及精选流程结构的对比试验。在优化条件下,闭路流程试验最终可得到Li_2O品位4.34%、回收率80.86%的锂云母精矿。     

国外某难选钛铁矿选矿试验研究

对国外某难选钛铁矿进行了工艺矿物学研究,采用化学分析、XRF分析、物相分析、矿物解离分析仪(MLA)等手段查明了矿石中矿物组成、有用有害元素赋存状态和解离程度等特性。为了合理开发该钛铁矿资源,对其进行了选矿工艺研究,研究内容包括:不同磁场强度的弱磁选试验、圆筒转速和分选电压的电选条件试验、焙烧温度和焙烧时间的氧化焙烧磁选试验、全流程试验等,最终确定采用湿式弱磁选—高压电选—氧化焙烧—干式磁选的工艺流程。当原矿中的TiO_2和Cr_2O_3的品位分别为26.50%和2.84%时,通过弱磁—电选-氧化焙烧—干式磁选试验流程,获得TiO_2品位47.42%,TiO_2回收率为70.26%,含Cr_2O_3 0.27%的钛精矿,可以达到冶金用钛精矿工业指标要求。试验研究结果为后续的工艺流程设计提供了依据。     

鲁南矿业浮选尾矿再选工艺研究

鲁南矿业有限公司铁矿石系鞍山式贫磁铁矿,现场生产反浮选尾矿品位达27%,以磁铁矿形式存在的铁占76.54%,存在回收的可能性。采用磁选-反浮选工艺对现场浮选尾矿进行再选试验,结果表明：在再磨细度为-0.043 mm占90%、磁场强度为110 kA/m时,可以得到铁品位为44.36%的磁选精矿,将其作为反浮选的给矿,在浮选温度为35℃,粗选NaOH用量为800 g/t、淀粉为700 g/t、CaO为300 g/t、MD-27为300 g/t、矿浆浓度为40%时,经1粗1精2扫闭路反浮选,得到的精矿铁品位为62.39%、回收率为49.36%,满足了公司对铁精矿品质的要求,可以作为现场流程改造的依据。     

铝土矿降铁脱硅选矿试验研究

针对广西某铝土矿高硅高铁原矿,进行了降铁脱硅选矿试验研究。采用强磁选、重-磁联合、单一浮选、浮-磁、脱泥-强磁、脱泥-磁选-浮选等工艺对该铝土矿进行降铁脱硅以提高其Al_2O_3品位,结果表明,采用脱泥-磁选-浮选联合工艺流程获得的选矿指标远高于其它选矿方法,该工艺最终获得Al_2O_3品位69.94%,回收率71.41%的铝精矿,降铁脱硅提高Al_2O_3品位的效果较好。     

国外某铬铁矿物理分选试验研究

国外某块状铬铁矿原矿Cr_2O_3品位28.43%,铁品位9.23%,对该矿石进行了物理分选探索试验。研究内容包括在不磨细条件下进行强磁选、重选跳汰、重选摇床试验,摇床磨矿细度试验,重选中矿回收试验,重选尾矿强磁选回收铬铁矿试验,螺旋溜槽重选粗选-重选中矿摇床精选试验及实验室扩大试验等。最终确定采用螺旋溜槽粗选抛尾-粗精矿摇床精选再选的工艺流程,获得了铬精矿产率45.59%、Cr_2O_3品位51.37%,Cr_2O_3回收率82.38%的选别指标,精矿产品里有害杂质硫、磷和二氧化硅含量不超标,为0.003%、0.011%和4.78%,Cr_2O_3/FeO为9.80,完全能达到冶金用铬精矿工业指标要求。     

用磁选方法从Tsumeb选矿厂浮选尾矿中回收铜与铅

用湿式强磁场分选方法,从 Tsumeb 选矿厂浮选尾矿中回收铜与铅的回收率大于60％。磁性精矿的品位,随磁惑应强度的增加而降低,但是金履回收率与磁选机场强0.5—2.2特无关。给矿物料脱泥和增加矿浆流速,提高了磁性精矿的品位。小于10微米颗粒的存在,降低了磁选效率。磁性精矿中铜     

辽宁海城某低品位菱镁矿除铁降硅试验

辽宁海城某低品位菱镁矿Mg O品位94.59%,但Fe_2O_3、Si O_2含量较高,制约其应用。为获得高品质的菱镁矿精矿,对该菱镁矿采用永磁高梯度磁选机磁选除铁、浮选降硅试验。结果表明:原矿经1粗1精磁选除铁—磁精矿1粗1精反浮选—1次正浮选处理,可获得产率61.75%、Mg O品位98.35%的菱镁矿精矿,含Fe_2O_30.30%、Si O_20.16%,符合高纯镁砂的要求。不仅降低了菱镁矿铁、硅含量,还减少了入浮矿量,对降低选矿成本有利,可为该菱镁矿的综合利用提供技术基础。     

甘肃大滩某低品位钛铁矿石选矿试验

甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛,TFe品位为12.07%,TiO₂含量为5.56%,有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中,分布率为81.82%,是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案,对其进行了磁选-浮选试验研究。结果表明,原矿磨细至-0.074 mm占38%,在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下,经1粗1精磁选可以获得TiO₂品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿,磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO₂品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿,对原矿回收率为67.63%,可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。     

桃花铁矿强磁选工艺对浮选指标的影响

为了探索强磁选矿对巫山桃花铁矿浮选指标的影响,优化其选矿工艺流程,根据该铁矿矿石性质及特点,进行强磁反浮选选矿的工艺研究。通过考察脉动冲次、磁场强度和流程结构条件,最终,在粗选磁场强度为0.77 T,精选磁场强度0.62 T,脉动冲次为80 Hz时,通过一粗一扫精矿精选,最终磁选精矿进行脱磷反浮选,可以把TFe品位为44.78%,磷含量为0.81%的原矿,经过强磁反浮选可以获得铁精矿TFe品位为53.37%,磷含量低于0.3%,铁回收率为72.15%技术指标。为巫山桃花铁矿选矿厂的建设提供经济合理的技术依据。     

提高辽宁某钨选厂钨精矿品位试验

辽宁某钨选厂矿石中WO₃的品位为0.79%,在黑钨矿中的分布率为78.48%。现场采用单一重选工艺,仅能获得WO₃品位22%~23%、回收率88%~89%的重选精矿。为提高精矿指标,对重选精矿进行了磁选-浮选-浸出试验。结果表明:重选精矿在磁场强度为80 kA/m条件下磁选除铁,可获得WO₃品位为23.54%的磁选精矿;磁选精矿以丁基黄药为捕收剂进行反浮选,获得WO₃品位为53.08%的反浮选精矿;反浮选精矿以盐酸为浸出剂进行浸出除杂,可获得WO₃品位为65.11%、作业回收率为96.71%、对原矿回收率为82.42%的精矿,实现了该钨矿资源的有效回收。     

庙沟铁矿精矿再选研究

庙沟铁矿目前最终铁精矿品位只有64.26%,精矿中含硅较高。基于此,对磁选精矿进行了反浮选试验研究。通过粗选时间、pH值、淀粉用量、CaO用量、捕收剂用量、矿浆温度、矿浆浓度对分选效果的影响试验和精选流程试验,获得了适宜的分选条件和工艺,最终获得了精矿品位达69.12%,回收率88.89%的铁精矿。研究表明,磁铁精矿反浮选是提高庙沟铁矿铁精矿品位的有效途径之一。     

浮选精矿在进入磁选前的分散

浮选精矿高梯度磁选和湿式强磁场磁选的实验室试验证明，磁选的品位和回收率在很大程度上受到原给矿矿粒分散状态的影响。在本次研究中．以用脂肪酸捕收利浮选后的锂辉石浮选精矿为例，当为改善矿位的分散状况，把矿浆的pH值从7调节到2时，其回收率提高了10％。对于用膦浮选后含有闪锌矿和黄铜矿的铅精矿产品，其品位和回收率在pH值为5左右时均为最佳，回收率提高约5％。因聚团中含有少量磁性矿粒而使非磁性矿物被夹带到磁性产品中的比率，可以根据高梯度磁选机的捕捉概率函数和矿物的磁化系数来估计。对锂辉石／闪岩系统的评估表明，在一个聚团中只要有3％的闪岩就足以能使其在介质中被捕捉。对方铝矿／闪锌矿系统，其相应的数值大约是20％。     

刚果（金）SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明：采用Na₂S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98...     

某矿山不同复杂难选铁矿石可选性研究

某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。     

辽宁某磁铁矿尾矿磁浮联合再选工艺研究

为了实现辽宁某磁铁矿磁选铁尾矿的高效回收利用,试验采用一段磁选—再磨—二段磁选—反浮选流程开展了系统的试验研究。试验结果表明：在一段磁选磁感应强度400 mT、磨矿细度-45μm90%、二段磁感应强度250 mT的条件下,可获得全铁品位52.82%的二段磁选精矿;将二段磁选精矿在矿浆温度35℃、矿浆pH值11.5、淀粉用量800 g/t、CaO用量800 g/t、粗选捕收剂DN用量700 g/t、精选1捕收剂DN用量350 g/t的条件下进行反浮选,得到了全铁品位65.43%、全铁回收率87.17%的浮选铁精矿。     

响应曲面法确定弓长岭磁铁矿石的磁选工艺参数

为了了解弓长岭磁铁矿石磨矿细度、磁选矿浆浓度和磁场强度对精矿回收率影响的交互作用显著性,开展了一系列研究.结果表明:①磨矿细度和磁场强度对精矿铁回收率影响较大,磁选浓度对铁回收率影响较小;磁选矿浆浓度与磁场强度的交互作用最显著,磨矿细度与磁选矿浆浓度和磨矿细度与磁场强度的交互作用均不显著.②模型预测的最佳试验条件为磨矿...