马钢罗河矿尾矿预富集—悬浮磁化焙烧—磁选技术研究

马钢罗河矿选矿厂铁尾矿TFe品位高达13%以上,具有一定回收价值。采用预富集—悬浮磁化焙烧—磁选工艺对罗河矿尾矿开展试验研究。结果表明:试样经一阶段磁选—磨矿—二阶段磁选,磁选混合精矿1粗2精2扫浮选流程分选后,获得的预富集精矿铁品位为29.17%、铁回收率57.91%、硫含量0.402%;预富集精矿在焙烧温度540℃、还原时间30 min、还原气体浓度60%、气体流量600 mL/min、还原剂H2与CO体积比为3∶1、焙烧产品磨矿细度-0.023 mm占95%、磁选场强159.2 kA/m的条件下,最终可获得精矿铁品位64.30%、回收率45.90%、S含量0.110%的技术指标。磁选精矿中主要铁矿物为磁铁矿,且磁性铁矿物中铁的分布率高达98.26%,脉石矿物主要为石英,含量为6.32%。悬浮磁化焙烧—磁选技术有效地回收了尾矿中的铁元素,为马钢罗河矿尾矿的开发利用提供了技术支撑。     

某钨钼多金属矿磁选抛废新工艺研究

某钨钼多金属矿原矿直接浮选药剂成本高达17.74元/t·原矿。根据原矿中具弱磁性的脉石矿物含量高达67%,开发研究了高梯度磁选抛废新工艺,对含WO_30.21%、Mo 0.12%的原矿,采用高梯度磁选工艺预先抛除产率为53.41%的磁性废石,然后对非磁性产品进行浮选获得Mo品位为7.47%、Mo回收率为88.97%的钼粗精矿和WO_3品位为3.97%、WO_3回收率为78.15%的钨粗精矿。与原矿直接浮选工艺相比,高梯度磁选抛废-浮选新工艺的给矿量仅为原矿的46.59%,药剂成本节省50%,尾矿废水处理量减少50%左右,获得的钼粗精矿、钨粗精矿指标与直接浮选相近。     

山西某金红石矿选矿试验研究

山西某金红石矿采用重选主干流程进行选别,精矿产品TiO2品位为90%左右,但金红石(TiO2)的回收率不足50%。为提高金红石的选矿回收率,开展了以浮选为主干流程的选矿工艺研究。确定的选矿方案为两次浮选抛尾─金红石浮选(一次粗选、两次精选)─浮选精矿除杂(弱磁选—强磁选—重选)。全流程试验结果表明:采用浮选主干流程大大提高了精矿TiO2的回收率,总精矿TiO2回收率为69.25%,金红石矿物的回收率达到86.42%,其中精矿1含TiO289.58%、TiO2回收率46.84%;精矿2含TiO280.53%、TiO2回收率22.41%。同时综合回收了磁铁矿和钛铁矿。     

潜水层以下海滨砂矿毛矿精选新工艺研究

究了含有独居石、钛铁矿、锆英石、金红石和锡石的潜水层以下海滨砂矿中毛矿精选新工艺，毛矿重选富集后湿式强磁选。磁性产品在自然ｐＨ值条件下，添加水玻璃、ＭＳ－５浮选独居石，浮选精矿经磁选后得品位高于６５％的独居石精矿；独居石浮选尾矿通过磁选得到钛铁矿精矿。非磁性产品用摇床丢尾并将有用矿物分成３组粗精矿和１组中矿，锆英石粗精矿和中矿采用分流流程、捕收剂Ｂ３和抑制剂ＲＷ，在弱酸性条件下浮选，浮选精矿电选除钛后得锆精矿特级品和一级品；锆英石浮选尾矿经电选和金红石粗精矿采用浮选－电选流程均可获得含ＴｉＯ２高于９０％的金红石精矿。锡石粗精矿用电选精选得锡石精矿。     

攀西钒钛磁铁矿细泥中钛铁矿的可选性研究

针对选钛厂浮选给矿细泥含量高的问题,对浮选给矿进行了预富集脱泥除杂试验研究。对比了立环高梯度磁选、ZH平环强磁选和离心重选等工艺的预富集效果,结果表明,ZH平环强磁选的预富集效果较好,经ZH强磁选预富集-浮选选钛,最终可以获得钛精矿品位48.18%、回收率72.43%,实现了该物料的回收利用。     

酒钢粉矿强磁选—造球—焙烧反浮选试验

对酒钢-15 mm粉矿进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.50%条件下,经1粗2扫强磁选,强磁选精矿在膨润土添加量为1.0%时进行造球,所造球团在焙烧温度为600℃、煤粉用量为3%、焙烧时间为30 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁品位为48.30%。焙烧产品磨细至-0.1 mm,在磁场强度为144 k A/m条件下弱磁选,可以获得铁品位为59.39%的精矿;焙烧产品以GE-609为捕收剂经1粗1精1扫反浮选,可以获得铁品位为58.25%的精矿。两种流程获得的精矿指标均能达到与现场块矿竖炉焙烧—弱磁选—反浮选指标接近。试验结果可以为酒钢粉矿开发利用提供技术支持。     

大陆槽稀土矿石磁浮联合选矿工艺研究

针对四川德昌大陆槽稀土矿采用摇床重选—高梯度强磁选选矿工艺存在的稀土回收率低下(30%~40%)问题,开展了高梯度强磁选—浮选选矿新工艺试验研究。试验结果表明,将原矿按实验室闭路磨矿方式磨至-0.12 mm占100%(-0.075 mm占84.67%)后,先经过1粗1扫高梯度强磁选抛弃产率达82.22%的尾矿,然后以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、新型羟肟酸类螯合剂GYF为捕收剂对高梯度强磁选精矿进行1粗1扫2精闭路浮选,可获得REO品位为60.20%、REO回收率为63.00%的稀土精矿,REO回收率比原生产工艺提高了20个百分点以上。     

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。     

鞍钢东部尾矿资源特征及磁选预富集工艺研究

鞍钢东部尾矿样铁品位为10.64%,FeO含量为2.71%,铁主要以赤(褐)铁矿形式存在,磁铁矿少量,且这些铁矿物嵌布粒度较细,单体解离度较低,常规选矿工艺难以获得高品质的铁精矿。为解决该二次资源的开发利用问题,对有代表性试样进行了选矿试验研究。结果表明,采用筒式弱磁选—立环高梯度强磁选的初级预富集工艺处理,抛尾产率达49.48%,获得铁品位为16.24%、铁回收率为78.54%的初级预富集精矿;初级预富集精矿在磨矿细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用筒式弱磁选—立环高梯度强磁选工艺处理,可获得铁品位为32.08%、铁回收率为62.68%的预富集精矿;采用弱磁选1—立环高梯度强磁选1初级预富集—初级预富集精矿细磨—弱磁选2—立环高梯度强磁选2再富集的阶段磨选流程处理试样,可获得铁品位32.08%、铁回收率62.68%的磁选预富集精矿,抛尾产率达79.21%,这有效降低了后续焙烧—磁选系统处理量,从而大幅度降低了后续生产成本,为二次铁矿石资源的高效利用提供了技术支持。     

酒钢粉矿悬浮磁化焙烧扩大试验研究

针对酒钢镜铁山粉矿强磁选工艺存在的精矿铁回收率和品位均较低的问题,东北大学在对强磁预富集精矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了悬浮磁化焙烧扩大试验研究。结果表明：酒钢粉矿强磁预富集精矿TFe品位为39.02%,预富集精矿含铁矿物主要为赤铁矿和菱铁矿,铁分布率分别为67.81%、28.36%,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石;粉矿采用强磁选抛尾-悬浮焙烧-磁选-反浮选新工艺,最终获得了TFe品位60.67%、SiO₂含量4.52%的合格铁精矿,铁回收率为76.27%。与原单一强磁选工艺相比,新工艺的精矿铁品位提高了16.11个百分点,SiO₂含量降低了6.83个百分点,铁回收率提高了14.43个百分点,精矿指标有了较大幅度的提高,为下一步粉矿资源的高效利用提供了技术依据。     

钒钛铁精矿硫钴回收试验

为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明：采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。     

四川某赤铁矿石选矿试验

中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明：原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。     

湖北某铜尾矿资源化利用研究

湖北某铜尾矿中有价组分为WO3、Cu、S、Fe,为实现该铜尾矿的资源化利用,开展了详细的综合回收试验研究。结果表明：① 采用铜硫混合浮选、铜硫混合精矿再磨后铜硫分离浮选工艺流程处理试样,闭路试验可获得产率0.10%、Cu品位13.80%、Cu回收率21.71%的铜精矿以及产率1.22%、S品位44.50%、S回收率50.89%的硫精矿。② 采用2粗2扫1精常温浮选处理铜硫混浮尾矿,常温精矿浓缩至60%,再加温至90 ℃,搅拌、解吸80 min后采用1粗2扫5精加温精选、中矿顺序返回的工艺流程,最终获得产率0.93%、WO3品位15.31%、WO3回收率55.07%的钨精矿产品;该钨精矿进行酸浸提质,最终获得产率0.40%、WO3品位34.19%、WO3回收率53.04%的酸浸钨精矿。③ 针对钨粗选尾矿,采用弱磁选工艺可获得产率3.73%、TFe品位60.45%、回收率15.66%的铁精矿。     

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿,原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%,含Fe 13.91%,矿石风化严重,含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异,采用重选实现有价矿物的预富集,磁铁矿具有强磁性,采用弱磁选回收磁铁矿,磷灰石和烧绿石具有可浮性差异,浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿,重选精矿磨细至-0.074 mm占78%,在磁场强度为0.45 T条件下,经弱磁选铁,获得了Fe品位61.69%,回收率38.83%的铁精矿,选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂,经1粗2精2扫磷浮选,获得了P2O5品位为37.59%,回收率为47.88%的磷精矿,选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂,经1粗2精2扫铌浮选,获得了Nb2O5品位37.56%,Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

西北某高磷磁铁矿选矿试验研究

选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明：湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。