马钢罗河尾矿强磁—反浮选工艺研究

马钢罗河尾矿可供利用的元素为铁,主要杂质是SiO_2,CaO、Al_2O_3和S含量较高,为回收尾矿中铁元素,开展了试验研究。结果表明:尾矿经强磁—磨矿—强磁分选后,可获得TFe品位45.84%的强磁预富集精矿,单一强磁选不能获得合格铁精矿;强磁精矿经1粗1精反浮选,可获得精矿铁品位52.17%、回收率15.95%的最终铁精矿。     

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。     

铬铁矿和萤石的浮选柱浮选

矿山局对铬铁矿和萤石的柱浮选和常规浮选法作了比较试验。去泥铬铁矿的微泡浮选柱浮选可得到含44.7%的 Cr_2O_3的粗精矿,87.1%的回收率。而常规浮选仅产生40.4%的 Cr_2O_3精矿,85.4%的回收率.不去泥的铬铁矿的浮选柱浮选也可得到高于常规浮选获得的结果。与常规浮选相比,浮选柱浮选可得到90.9%的 CaF_2粗精矿,86.8%的回收率,而常规浮选仅得到67%的 CaF_2粗精矿,90.4%的回收率。     

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     

陕西某磷矿综合回收试验研究

陕西某磷矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有磷灰石、稀土、磁铁矿和长石,长石精矿质量因被氧化铁严重污染而受到影响。针对该矿石的性质特点进行了选矿试验研究,最终原矿采用磨矿—弱磁选选铁—铁尾矿浮选选磷(稀土)—磷尾矿反浮选除杂—长石粗精矿强磁选除杂的联合工艺流程,可获得铁品位TFe 60.10%、铁回收率TFe 16.04%的铁精矿;品位P_2O_5 25.22%、回收率P_2O_5 81.10%的磷精矿;品位K_2O 2.58%、Na2O 5.62%,回收率K_2O 81.04%、Na_2O 83.82%的长石精矿,较好地实现了该非金属矿的综合回收。     

获得高级铬精矿的选矿工艺研究

本文叙述甲、乙两种铬矿石(Cr_2O_3含量分别为52.54%和48.19%)的深度选矿研究结果。跳汰-摇床-离心选矿机的分级重选流程,可以分别获得Cr_2O_3含量61—62%和56.06%(回收率各为80.28%和88.11%)、铬铁比大、杂质含量较低的高级铬精矿,Cr_2O_3含量41.92%和37.65%的次精矿,废弃尾矿中Cr_2O_3的损失率仅1.08%和0.9%。     

某铬铁矿提纯工艺试验

某铬铁矿Cr_2O_3品位为43.15%,为了给后续冶炼加工提供高品质原料,降低冶炼成本,以该铬铁矿为对象,采用重选、磁选、重—磁联合工艺分别进行了深度选矿试验研究。试验研究表明:采用重—磁联合工艺可获得Cr_2O_3品位为55.29%、回收率为69.08%、杂质元素S、P、SiO_2含量均达到冶炼铬铁合金Ⅱ级品原料要求的高品质铬铁矿。     

辽宁某低品位磷矿选矿实验研究

对辽宁北票低品位磷灰石型磷矿进行了选矿实验研究。原矿经粗磨后,采用SA-6A作为捕收剂,碳酸钠和水玻璃作为调整剂,开路试验获得的磷精矿P_2O_5品位为34.04%,P_2O_5回收率为57.46%。闭路流程试验获得了精矿P_2O_5品位为34.05%,P_2O_5回收率为93.66%的浮选指标。选磷尾矿经再磨后,在磁选强度为1.2N/A·m的条件下,开路流程试验获得的铁精矿TFe品位为65.59%,TFe回收率为43.33%的磁选指标。     

低品位铬铁矿浮选中的阴离子活化作用

小批量浮选试验表明,产自加拿大马尼托巴省伯德里弗的低品位铬铁矿石用Armac C(椰子油胺的醋酸盐)作捕收剂,硫酸作pH值调整剂,在pH值为2的条件下浮选效果最好。为解离矿物,矿石需要磨至—150μm占100％。用预先脱泥的方法,可使浮选的选择性明显提高。Cr_2O_3品位6.05％的矿石经3段精选,可获得Cr_2O_3品位24.2％,回收率90.2％的精矿。粗选捕收剂总用量为500g/t,精选捕收剂用量为380g/t。半工业试验获得了相近的品位和回收率,此时在捕收剂总添加量为630g/t的情况下,可获得Cr_2O_3品位22.3％,回收率93％(以脱泥后的给矿计)的精矿。在正表面电荷范围内的选择性浮游,意味着有阴离子的活化作用。并提出了一种可能存在的浮选机理。     

弱磁-强磁工艺选别高铁铬铁矿的试验研究

对某高铁铬铁矿先进行弱磁选回收磁铁矿, 后采用强磁选回收铬铁矿。研究结果表明, 磁场强度是影响选别指标的主要因素。对于Cr₂O₃品位为31.23%, TFe品位为28.81%的原矿, 经磁场强度为0.12 T的弱磁选, 可获得TFe品位为55.89%, 回收率为58.71%的铁精矿; 弱磁选尾矿再以磁场强度为0.9 T进行强磁选, 可以获得Cr₂O₃品位为41.43%, 回收率79.31%的铬精矿, 实现了铬铁矿与磁铁矿的综合利用。     

某铬铁矿磁浮联合回收实验研究

本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量.由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37％,回收率81.34％.为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86％,回收率70.12％.     

加拿大某钒钛磁铁矿石选矿试验研究

加拿大某钒钛磁铁矿石Fe品位为4256%,TiO2品位为1065%,V2O5品位为033%,Cr2O3品位为122%,矿石中的金属矿物主要为钛磁铁矿和钛铁矿,绝大部分有用元素赋存在钛磁铁矿中。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明：采用两阶段磨矿阶段弱磁选工艺,可获得Fe、TiO2、V2O5、Cr2O3品位分别为5276%、1021%、042%、164%,回收率分别为8714%、6738%、8945%、9391%的铁精矿;弱磁选铁尾矿采用强磁选+重选选钛流程,可获得TiO2品位为4703%的钛精矿,相对弱磁选铁尾矿的回收率为734%。     

南非某铬铁矿尾矿选矿试验研究

南非某铬铁矿尾矿含Cr2O3品位23.07%,为了合理开发利用该资源,提高该资源的利用率,本文以该铬铁矿尾矿为研究对象,采用全粒级摇床重选工艺流程、全粒级分级重选工艺流程、磨矿单一重选工艺流程和磨矿—分级—重选工艺流程四种方案对该试样进行试验研究,最终磨矿—分级—摇床重选工艺流程可以获得Cr2O3品位46.36%,回收率81.21%的较好指标。      

国外某低品位含铁氧化铜矿选矿试验研究

国外某低品位含铁氧化铜矿氧化率高,绿泥石含量大、易泥化,铁含量较高。根据以上矿石性质,采用一次粗选、一次扫选、二次精选的硫氧混合浮选流程回收铜,浮选尾矿再经两段磁选回收铁,最终获得铜精矿铜品位17.04%、铜回收率52.65%,铁精矿铁品位62.62%、全铁回收率64.18%、磁性铁回收率92.96%的指标。     

河北某普通磁铁矿制备超纯铁精矿试验研究

河北某普通磁铁矿TFe品位为65.25%,矿石性质结构简单,具有制备超纯铁精矿的潜力。研究采用多元素及X射线衍射图、物相分析等方法对原矿进行了工艺矿物学研究,并在此基础上对其进行了提纯试验。结果表明,原矿经过弱磁选粗选后,在磨矿细度-0.038 mm占85%的条件下经弱磁选再选、磁选柱精选得到TFe品位为71.31%的磁选柱精矿以及TFe品位68.12%、产率为3.32%的磁选柱铁尾矿。通过进一步考察药剂制度和工艺流程对铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度。而后磁选柱精矿经1粗3精反浮选降硅工艺试验流程,最终可获得含TFe品位71.95%、综合回收率为80.50%的超纯铁精矿,浮选尾矿TFe品位68.17%符合普通铁精矿标准。通过对选别产品进行试样化学成分分析及残余药剂测定,进一步证明该工艺流程可以实现超纯铁精矿的制备。该工艺在抛尾率为10.79%条件下,将原矿样的73.04%转化为超纯铁精矿,对这一地区超纯铁精矿的制备具有重要的指导意义,也为国内其他地区磁铁矿制备超纯铁精矿的研究提供了一定的参考价值。     

采用细磨-磁选-反浮选工艺回收某选厂铁尾矿试验研究

本文对某选厂铁尾矿进行了回收试验研究。试验目的为提铁降硅,回收利用废弃铁矿石资源。针对尾矿产品嵌布粒度细、连生体含量高,主要以赤褐铁矿和少量磁铁矿为主的特点,采用细磨-磁选-反浮选工艺进行了回收试验。将矿石磨矿至-0.038mm含量占90%,采用弱磁选富集磁铁矿,采用强磁选富集赤褐铁矿,将弱磁选与强磁选粗精矿合并进行反浮选试验,采用一次粗选,一次精选,最终可获得TFe品位58.03%,TFe回收率53.27%,SiO2含量4.82%的铁精矿,试验达到了预期目标。     

云南某铜矿低碱条件下选矿工艺流程研究

在对云南某铜矿进行系统浮选试验的基础上, 比较了铜硫混选-铜硫分离、直接浮选不分离两种不同的选矿工艺。研究结果表明, 采用直接浮选不分离工艺, 经一次粗选、两次扫选、粗精矿再磨四次精选, 可以获得含铜21.00%、回收率87.73%的铜精矿。浮选尾矿再用磁选回收铁, 可以获得铁品位55.89%、铁回收率21.59%的铁精矿。     

新疆某选铁尾矿选钛试验研究

新疆某选铁尾矿中TiO₂品位6.30%, TFe品位10.45%, 针对该矿物采用重选-磁选-重选的联合工艺流程, 最终获得TiO₂品位48.27%、回收率56.07%的合格钛精矿和TFe品位54.60%、回收率11.81%的铁精矿。     

某铁尾矿再回收铁矿物试验研究

对某TFe品位为18.57%的铁尾矿进行了再回收试验研究。通过预富集、弱磁选可获得铁品位66.09%、回收率26.08%的弱磁选精矿;对弱磁选尾矿进行强磁选-阴离子反浮选可获得铁品位54.29%、回收率37.29%的反浮选精矿。对反浮选产品进行分析可知, 铁闪石无选择性分配是造成反浮选作业选别效率低的主要原因。