新疆某高硅低品位赤铁矿石选矿试验

对新疆某高硅低品位难选赤铁矿石采用阶段磨矿、阶段高梯度强磁选-反浮选原则流程进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明,用磨矿-强磁粗选-粗精矿再磨-强磁精选-强磁精矿1粗1精反浮选、精选尾矿返回流程处理,可获得铁品位为61.10%、铁回收率为65.63%的铁精矿。     

永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究

针对永州某地高泥细粒的贫赤铁矿采用选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选组合新技术进行了选矿工艺研究。试验结果表明, 原矿经聚丙烯酰胺絮凝脱泥, 磁场强度960 kA/m下强磁选别, 得到含铁55%、回收率为85%的磁铁精矿; 后经GE-609A阳离子反浮选, 获得了品位为59.8%、回收率为94.2%的铁精矿。     

南芬铁尾矿回收石英试验研究

以本钢南芬选矿厂的尾矿为资源,回收高品质石英。试验采用原矿脱泥—弱磁—强磁—反浮选的工艺流程,最终得到石英精矿产率21.51%、石英品位99.15%的试验指标,实现了铁尾矿资源的综合回收利用。     

四川某硅钙质锰矿石强磁选—浮选试验研究

四川某锰品位为21.83%的硅钙质锰矿石锰品位低、嵌布粒度细、磨矿易泥化。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了原矿预先脱泥—磨矿—强磁选—再磨—阳离子反浮选—阴离子正浮选工艺流程试验。结果表明:原矿预先脱泥后磨细至-0.075 mm占75%,磨矿产品与矿泥混合后经1粗1扫湿式强磁选,得到锰品位为25.23%、回收率为85.92%的强磁选精矿,强磁选精矿再磨至-0.075 mm占85.14%,以硫酸为p H调整剂、十二胺为捕收剂经1粗2扫反浮选,可以得到锰品位为28.86%、回收率为78.57%的反浮选精矿,反浮选精矿以Na2CO3为p H调整剂、六偏磷酸钠为抑制剂、GJBW为捕收剂经1粗2扫正浮选,获得的最终锰精矿锰品位为33.62%、回收率为72.76%。试验结果可以为该硅钙质锰矿石的利用提供技术参考。     

高碳酸盐型锰矿选矿试验

本文在对某高碳酸盐型锰矿进行矿石性质研究的基础上,开展了选矿试验研究。结果表明,原矿经"高梯度强磁—反浮选"联合流程选别后,可获得锰精矿的产率21.75%,品位Mn 31.78%,回收率45.84%(对锰矿物相回收率81.78%),为同类锰矿的开发利用提供了借鉴。     

沉积岩型钾长石除铁工艺试验研究

通过分析钾长石原矿性质并结合生产实践,针对沉积岩型钾长石矿确定了以"脱泥—湿式高梯度强磁选—浮选"为核心的工艺流程。原矿经选别后可获得综合产率为72.66%的钾长石精矿,Fe2O3含量从0.32%降至0.088%。除铁效果明显,工艺指标稳定。     

海南儋州鲕状褐铁矿选矿研究

针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。     

分级再磨方式对某铜尾矿再选指标的影响

内蒙古某铜尾矿含铜0.14%左右,具有再利用价值,但尾矿含泥较多,铜的再选难度较大。针对该问题,重点研究了分级再磨方式对尾矿铜再选的影响,对比了“直接浮选”、“再磨浮选”、“预先分级—粗粒再磨—合并浮选”和“预先分级脱泥—再磨浮选”等再选方案,发现再磨可以实现铜矿物的有效解离,大幅提升铜精矿的品位和作业回收率;预先脱泥可大幅提升铜精矿品位,有效改善铜浮选的作业指标。因此,确定最佳的再选方案为“预先分级脱泥—再磨浮选”,该方案获得的工艺指标最优,在给矿铜品位为0.139%的条件下,可获得铜品位和回收率分别为13.04%和44.73%的铜精矿。     

祁东铁矿选矿工艺研究

采用阶段磨选联合流程对祁东铁矿进行了详细研究。试验表明,阶段磨矿—弱磁、重选、强磁选;阶段磨矿—弱磁、重选、强磁—絮凝脱泥阴离子反浮选;阶段磨矿—弱磁、重选、强磁—絮凝脱泥三种联合选矿流程均可获得较好结果。前者有较大的应用前景。     

微细复合磁-赤铁矿选矿工艺技术研究

某磁-赤混合铁矿粒度微细、组成复杂,先后进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-混合精矿细磨脱泥-反浮选流程和阶段磨矿-弱磁-强磁-弱磁精矿细磨磁选得精-强磁精矿细磨脱泥-反浮选流程对比试验研究,结果表明:二个流程均可得到较高品位(TFe 66％以上)的铁精矿,对开发同类或近类复合微细铁矿具有一定的指导意义.     

新型高效捕收剂EM-2及其在包头矿石浮选中的应用

研制合成了一种含芳基、羧基及磺酸基团的新型浮选药剂EM—2。该药剂与氧化石腊皂混合(称之为SLM)作捕收剂,水玻璃作调整剂,用于包头白云鄂博红铁矿反浮选萤石中,工业分流试验在原矿铁品位35.11%时,获得铁精矿品位61.10%,回收率80.31%,精矿含氟0.74%,含磷0.14%的良好技术指标。工业应用获得的生产指标为:原矿铁品位31.32%,精矿铁品位60.38%,回收率为73.43%,精矿含氟0.58%,含磷0.124%。     

某高铁铜矿选矿试验研究

针对某高铁铜矿考察了原矿性质,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究,分别进行了优先浮选和混合浮选两种方案的试验,优先浮选试验得到铜精矿品位为22.21%,回收率为95.47%。混合浮选中考察了浮选和磁选两种铜硫分离方法,得到铜精矿品位分别为23.56%和22.87%,回收率分别为97.62%和97.34%。对试验的各个方案进行了比较说明,确定了混合浮选—铜硫磁选分离的最佳试验方案。     

降低冶山铁矿下部矿体铁精矿含硫的试验研究

针对冶山铁矿下部矿体原矿含硫量较高，特别是其中磁黄铁矿含量大，造成铁精矿含硫超标的实际情况，结合生产现场，开展试验研究，通过强化浮选过程，加大黄药用量，应用专用复合活化剂MS-1等手段，铁精矿含硫由0．8％降至0．4％，达到了销售要求。     

东鞍山贫赤铁矿石阶段磨矿—磁选—阴离子反浮选试验

东鞍山铁矿石铁品位为33.28%;铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为86.47%,但3.29%的铁以菱铁矿形式存在,会对浮选产生不利影响。现场采用两段连续磨矿—粗细分级—粗粒螺旋溜槽重选、重选中矿再磨后与细粒磁选精矿合并反浮选工艺,存在尾矿品位偏高,重选处理量小,精矿铁回收率低等问题。为此,对东鞍山铁矿厂现场原矿进行了两段阶段磨矿—阶段磁选—磁选精矿再磨后1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验,可获得铁品位为65.32%、回收率为75.71%的精矿,尾矿铁品位为13.38%。与现场原工艺流程相比,铁品位提高了0.58个百分点、回收率提高了10.43个百分点,且该工艺流程简单,易于实现工业改造。该试验结果对改善东鞍山贫赤铁矿选别指标有重要的指导意义,并可为国内其他贫赤铁矿的开发利用提供参考。     

鄂西某鲕状赤铁矿焙烧磁选试验研究

为开发利用鄂西某宁乡式鲕状赤铁矿（原矿铁品位为43.71%,P含量为0.93%）,对其进行了磁化焙烧-弱磁选小型试验。试验结果表明：将-2 mm原矿与煤粉按5∶1的质量比混合,在焙烧温度为750 ℃,保温时间为1 h的条件下焙烧,焙烧矿经过粗粒弱磁选抛尾、细磨至-325目占96%、两次弱磁精选,可获得平均铁品位为60.12%、平均铁回收率（对原矿+煤粉）为77.42%的铁精矿。但铁精矿含磷0.62%,须通过进一步研究使其降低。     

四川某氟碳铈矿石选矿试验研究

四川某氟碳铈稀土矿石主要有用矿物为氟碳铈矿,有用矿物与脉石矿物嵌布关系复杂,且含泥量大。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,以水玻璃为调整剂、改性羟肟酸为捕收剂,经2粗2精1扫闭路浮选,可获得REO品位为42.30%、回收率为72.59%的浮选精矿,浮选精矿在背景磁感应强度为1.0 T条件下经1次脉动高梯度强磁选,可获得REO品位为60.20%、作业回收率为93.00%、对原矿回收率为67.10%的最终稀土精矿,从而实现该氟碳铈稀土矿石的有效分选。     

某铜硫矿选矿工艺研究

对某铜硫矿进行了详细的浮选工艺研究,对浮选尾矿中的磁铁矿进行了磁选回收,确定了最佳的工艺流程。闭路试验获得了铜品位24.16%、铜回收率92.04%的铜精矿和硫品位40.24%、硫回收率89.72%的硫精矿,以及铁品位65.15%、对原矿全铁回收率35.66%(对原矿磁铁矿回收率约93%)的铁精矿。     

一种难选铁矿石磁选精矿的浮选新工艺研究

为了更好地解决含碳酸盐铁矿石磁选精矿的浮选问题,进行了添加分散剂的直接反浮选新工艺试验研究。研究结果表明,添加分散剂可以削弱碳酸铁对反浮选带来的不利影响,获得品位为66.26%、回收率为70.23%的铁精矿,流程结构较为简单。     

某铁硫铜复杂多金属矿选矿工艺研究

原矿中有用矿物为铁矿物、硫矿物和铜矿物,回收矿物种类较多,磁黄铁矿含量较高,矿石性质较为复杂。利用浮选药剂,改善磁黄铁矿的可浮性,将弱磁选前给矿产品中的硫含量控制在较低的范围。采用磨矿、弱磁选和浮选组合工艺,最终获得了合格的铁精矿和高硫铁精矿、硫精矿和铜精矿产品。     

小秦岭难选氧化金矿选冶试验研究

对小秦岭地区难选氧化金矿石进行了选冶试验研究,用浮选法将低品位矿石富集成高品位的精矿,精矿用炭浸法回收,原矿金1.82 g/t,浮选金回收率80.52%,炭浆提金回收率97.53%,金总回收率78.53%.既降低了矿石人选品位,又提高了经济效益.