绢云母石英片岩型石榴石矿综合利用研究

四川某地绢云母石英片岩型石榴石矿的主要矿物为绢云母、黑云母、石榴石、石英及少量绿泥石。通过对原矿性质分析,将磨矿脱泥除铁后的矿样分级(+0.15 mm和-0.15 mm),采用摇床重选石榴石精矿,通过"一粗两精"的重选流程,最终获得石榴石精矿(粗粒+细粒)回收率达92.62%,实现了石榴石的有效回收。重选尾矿(云母与石英)以H2SO4作为调整剂,十二胺(DDA)作为捕收剂,通过"一粗两扫两精"浮选闭路试验流程,可获得含Al2O3品位为29.26%的云母精矿,尾矿可通过加强扫选满足石英行业标准。云母精矿在磁感应强度为1.0 T时,绢云母尾矿中Fe2O3含量仅为2.08%,实现了绢云母与黑云母的有效分离,最终达到了综合利用绢云母石英片岩型石榴石矿的目的。     

KGS-Ⅱ在云锡老尾矿再选新工艺研究中的应用

云锡某老尾矿锡含量低,为0.175%,锡石共生关系复杂且嵌布粒度细,锡石主要分布在-0.074mm粒级中,回收难度较大。利用昆明理工大学新近开发的KGS-Ⅱ选矿设备,对该老尾矿进行初富集试验。根据试样特性对其进行旋流器分级得到沉砂、溢流,将沉砂细磨矿、溢流以及将磨矿后的沉砂和溢流合并分别用KGS-Ⅱ进行分选试验。在给矿锡品位为0.175%的条件下,磨矿后的沉砂试样产出了含锡0.447%的精矿,锡作业回收率为62%;溢流试样产出含锡0.541%的精矿,锡作业回收率为0.584%;合并试样产出含锡0.53%的精矿,锡作业回收率为66.90%。试验结果表明,KGS作为一种粗选设备有一定的经济性和可操作性。     

江西金尾矿资源的性质与绢云母提取研究

黄金矿山选矿中95%以上为尾矿,实现金尾矿综合利用的前提是充分查明其性质与特征。针对江西某金尾矿,采用XRF、XRD和化学分析手段,查明了金尾矿的化学成分;利用岩矿鉴定、EMPA和EDS分析等方法,研究了该物料的资源性质与矿物学特征,着重考察了动态分级-浮选工艺流程提取绢云母的效果。结果表明:该金尾矿中含金0.495 g/t,含银1.70 g/t,且金以铁等氧化矿物中包裹金存在,占比58.18%,显微镜下未发现残余的金颗粒。金尾矿中SiO_2、Al_2O_3分别为62.21%和13.54%,残余的矿物主要为石英、绢云母和方解石;绢云母多为细粒级产出,片径为0.01～0.2 mm,具有较好的回收前景。该试样筛析-0.074 mm 41.58%,残余含金矿物的单体解离度不高,含金矿物多赋存在比重较高的重矿物或金属矿物中,仍有部分提金潜力。提取绢云母采用Φ75 mm、沉砂嘴内径为6 mm的动态分级效果较好,经一粗二精一扫浮选工艺可以获得产率为11.61%,Al_2O_3含量为23.91%,Al_2O_3回收率为21.19%的较好指标。     

梅山铁矿降磷尾矿再选及脱水技术研究

为减少梅山铁矿降磷系统进入尾矿库的湿尾矿量,对梅山铁矿降磷尾矿进行了水力旋流器再选试验研究,并根据试验结果进行了再选系统技术改造。通过将现有的FX350×6旋流器组更换为FX150-PU-K×16超长锥旋流器组后,在给矿浓度为29%的条件下,采用Φ150 mm超长锥旋流器,在给矿压力为0.25 MPa、沉砂口直径为30 mm时,可获得底流浓度为61.00%、底流产率为85.70%、底流-0.037 4 mm粒级含量为51.55%的指标,大幅降低了湿尾矿量。     

某极细粒级黄铁矿回收硫工艺试验

某铅锌尾矿浓密机溢流中黄铁矿具有可回收价值,试验验证在GMX-100旋流器参数溢流管直径为22 mm、沉砂嘴为14 mm、给矿压力为0.3 MPa的条件下,制备得到的沉砂浓度达到50%左右,硫品位为30%,硫回收率为60%左右,与现场生产高硫的给矿条件相似。将沉砂与生产高硫给矿按2∶8的比例混合浮选,试验室1次粗选硫精矿指标与原单一高硫给矿的浮选指标相近,硫品位均达到43%以上,回收率达到93%以上,具有工业可行性。     

石榴石重选尾矿中绢云母与石英分离及深加工

为了实现四川某地石英片岩型石榴石重选尾矿的高附加值利用的目的,进行了绢云母与石英分离及深加工试验研究。通过采用"1粗2精2扫"的浮选开路试验方法,最终获得了Si O2品位为98.91%的石英及Al2O3、Si O2品位分别为31.02%和50.19%的绢云母精矿,所得绢云母精矿经过超细加工及硫酸酸洗后白度达到66.92%。最终提高了重选尾矿中各产品的附加值。     

细粒级尾矿分级与过滤工业试验研究

在单台旋流器试验结果的基础上对凡口铅锌矿尾矿进行了分级工业试验研究,试验结果表明:保持旋流器给矿压力0.4 MPa以上,采用沉砂嘴直径12 mm、溢流管直径26 mm的结构参数,可以获得浓度高于50%的旋流器沉砂,其相对于Φ24 m浓密机溢流产率为26.17%～36.15%。同时,旋流器沉砂的过滤性能得到一定改善,圆盘过滤机滤饼水分可降至25%以下;陶瓷过滤机滤饼水分能低至13%左右。     

某萤石尾矿中锂的赋存状态及回收工艺分析

对浙江某萤石尾矿中锂的赋存状态开展详细的研究,并对锂的回收潜力进行评价。工艺矿物学研究表明,尾矿中的含锂矿物为铁锂云母、白云母和金云母,三类云母矿物中的平均锂含量分别为4.16%、0.47%和0.51%,其中62.82%分布于铁锂云母中,故要重点加强对铁锂云母的分选。但由于白云母、金云母与铁锂云母的浮游性能相似,在浮选过程中将一并进入到锂云母精矿,导致云母精矿Li₂O品位偏低而无法得到合格的产品。但是可以采用强磁选法从云母精矿中分离出合格的铁锂云母精矿。也可以采用强磁选法处理给矿,将铁锂云母、褐铁矿和软锰矿分选到磁性产品中,然后用阳离子浮选法从磁性产品中浮选得到铁锂云母精矿。采用浮选—磁选法技术或和磁选—浮选法需通过选矿试验进一步确定。      

高岭土尾矿制备光伏玻璃用低铁石英砂

福建某热液蚀变风化残积型高岭土尾矿主要矿物为石英,含少量高岭石、电气石、云母、长石矿物,SiO_2含量为83.20%。为回收尾矿中石英,对其进行选矿提纯试验研究。结果表明,试样经磨矿—水力分级、沉砂重选、重选精矿2阶段磁选,非磁性产品经擦洗—浮选,获得的石英精砂0.6～0.1 mm粒级含量大于95%,SiO_2含量达到99.29%、Al_2O_3含量为0.27%,Fe_2O_3含量为0.002 9%,满足太阳能光伏玻璃、光热玻璃用低铁石英砂的质量要求,为高岭土尾矿资源高值化综合利用提供了工艺参考。     

旋流器分选某低品位硫精矿试验

对现场低硫精矿进行粒度分析结果表明,采用旋流器提高低硫精矿硫品位是可行的。在沉砂口直径12 mm,溢流管直径22 mm,给矿压力0.1 MPa的条件下采用旋流器选别现场低硫精矿获得的精矿产品,与现场高硫精矿混合后,可以获得硫品位为46.99%、回收率为74.32%的混合硫精矿。     

江西金尾矿资源的性质与矿物学特征研究

黄金矿山选矿中95%以上为尾矿,实现金尾矿综合利用的前提是充分查明其性质与特征。针对江西某金尾矿,采用化学分析、ICP和γ能谱仪,查明了金尾矿的化学成分和放射性核素限量,利用岩矿鉴定、EMPA和EDS分析等手段,研究了该物料的资源性质与矿物学特征,分析了其综合利用前景。结果表明：该金尾矿中含金0.495 g/t,含银1.70 g/t,且金以铁等氧化矿物中包裹金存在,占比58.18%,显微镜下未发现残余的金颗粒。金尾矿中SiO₂、Al₂O₃分别为62.21%和13.54%,残余的矿物主要为石英、绢云母和方解石,其中绢云母具有较好的回收前景。放射性核素限量合格,若制备建材制品产销与使用不受限制。该试样筛析-0.074 mm占41.58%,残余含金矿物的单体解离度不高,含金矿物多赋存在比重较高的重矿物或金属矿物中,仍有部分提金潜力。绢云母多为细粒级产出,片径为0.01～0.2 mm,提取时需加强分级和细粒易泥化物的分散,防止影响其品质。     

全尾矿分级浓缩试验研究

以某细粒铁矿尾矿为研究对象,进行了全尾矿高浓度浓缩试验研究。研究表明,采用水力旋流器能够使低浓度尾矿浆得到有效浓缩,在给矿浓度为10%~28%时,φ100~150 mm水力旋流器底流浓度可以达到70%左右,底流产率可达到6500%左右。水力旋流器溢流中的微细颗粒经过高效浓密机进一步浓缩后,浓度可达到45%~50%。采用水力旋流器-浓密机二段分级浓缩流程能够实现全尾矿的高浓度浓缩,在给矿浓度为10%~28%时,尾矿综合浓度可达到60%以上。     

水厂铁矿尾矿隔膜泵输送工艺研究与应用

水厂铁矿原尾矿输送工艺系统落后、管理复杂、能耗高、运行成本高，为降低矿山生产成本，对尾矿输送工艺采用隔膜泵进行改造。针对隔膜泵对入料介质的要求，通过对国内众多矿山隔膜泵给料工艺进行考察分析，结合水厂铁矿现场设备和生产实际，提出了尾矿经圆筒筛隔渣生产建筑用砂，隔渣后的尾矿经过深锥浓密机浓缩后给料到隔膜泵进行输送的新工艺。新工艺实施后，隔膜泵入料尾矿浆中+0.833 mm颗粒粒级含量仅为0.61%，基本将 1 mm以上粗颗粒剔除，能够生产出产率8.28%、模数2.5、含泥量2.5%以下的合格建筑用砂。利用改造后的深锥浓密机实现了隔膜泵稳定、均匀给料。新工艺实现了尾矿资源的高效利用，开拓了矿山企业新的经济增长点，同时满足了隔膜泵安全稳定运行的需要。     

某锰尾矿再选试验研究

某锰尾矿中尚含有约12%的锰。为充分利用资源,采用干式强磁选工艺、湿式强磁选工艺和干湿联合强磁选工艺对该锰尾矿进行了回收锰的的再选试验研究。试验结果表明：磨矿-湿式强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为35.41%和80.37%的锰精矿,干湿联合强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为34.45%和82.35%的锰精矿;两种工艺相比,后者可减少43%以上的入磨量,因而更为经济合理。     

基于某铜尾矿矿物学特征回收其中明矾石的前景分析

为实现从铜尾矿中综合回收明矾石，并降低明矾石尾矿中硫酐含量，使其不影响微粉制备，本文以福建某铜尾矿为研究对象，利用化学分析、矿物自动分析仪（BPMA）等手段对铜尾矿样品进行了工艺矿物学研究，重点查明了铜尾矿中石英、明矾石、地开石、绢云母和硫酐的主要物相组成、嵌布特征及粒级分布，结果表明，铜尾矿中SO3占比 5.04%，TS含量占比1.91%，明矾石常见与石英、地开石、绢云母呈浸染状互为连生，部分可见包含细粒黄铁矿与其连生。硫酐主要赋存于明矾石中，部分硫酐分散于地开石、石英和绢云母中，从铜尾矿样品中回收明矾石，精矿中硫酐的理论品位为38.22%，理论回收率为94%左右。在工艺矿物学研究基础上，提出采用“脱泥-脱硫-明矾石浮选”流程，流程结构为“一粗一扫二精”的浮选流程，得到了SO3品位20.14%，SO3回收率53.36%的明矾石精矿，且尾矿中硫酐含量满足制备微粉要求。     

云锡某老尾矿回收锡等矿物的选矿工艺研究

所研究的尾矿是云锡公司历史上长期堆存于尾矿库的尾矿资源,从尾矿试料性质分析,结合尾矿选矿试验工艺研究和生产实践经验,对某尾矿库锡老尾矿进行预先分级,砂、泥分选,通过分级沉砂磁选、旋转螺旋溜槽预选、摇床重选等探索试验研究,最终采用Φ250 mm旋流器进行预先分级,沉砂两次磨矿、摇床两次选别,分级溢流离心机预选,皮带溜槽精选的工艺流程。试验获得入选试料含锡0.18%,沉砂产出含锡8.60%的粗锡精矿,锡回收率41.12%;泥矿产出含锡5.56%的富中矿,锡回收率5.22%。     

自重介旋流器在选煤中应用途径分析

根据生产技术检查数据，确认常规分级旋流器存在的分选作用是导致分级旋流器回收粗煤泥灰分偏高的主要原因，对粗煤泥筛上物，浮选尾煤，－3mm矸石等进行了自重介旋流器分选试验，证明自重介旋流器分选细泥含量较少的粗煤泥能直接得到合格的精煤产品，能从矸石中回收中煤，分选细泥含量较多的浮选尾煤也取得了较好的分选效果，显示出自重介旋流器作为与浮选配套粗选或扫选作业的可能性。     

三产品重介旋流器分选锰矿石模拟与试验研究

针对-8 mm+1 mm锰矿石分选工艺及设备不尽完善导致的分选困难等问题,提出了三产品重介旋流器分选回收精矿工艺。采用计算流体动力学软件对三产品重介旋流器内部流场及分离性能进行了数值模拟和 试验研究。模拟结果表明：在一定的入口速度区间内,三产品重介旋流器的流场比较稳定,切向速度和轴向速度均随着入口速度的增大而增大,所以适当增大入口速度,有利于锰矿石的分选。通过预测重介质悬浮液 密度场分布,获取了旋流场流动特征,为流场结构优化提供了理论依据。分选试验结果表明：采用无压给料重介质三产品旋流选矿工艺可以实现精矿与脉石的有效分选,分选效率显著提高。二段旋流器悬浮液密度为 2.6 g/cm3、压力为0.08 MPa时,精矿产率为36.00%。Mn在原矿中的品位为28.25%,分选后所得精矿中Mn品位达44.58%,回收率高达56.81%。本工艺较好地实现了难分选锰矿石的有效回收。 关键词 锰矿分选|三产品重介旋流器|数值模拟     

云南某低品位高泥氧化锡矿石选矿试验

云南某氧化锡矿Sn含量为0.170%、Fe含量为4.66%,泥化现象严重,属含铁、低品位、高泥难选锡矿石。为开发适宜的选别工艺流程并确定最佳工艺条件,在原矿性质研究的基础上开展了该矿石的选矿工艺研究。结果表明：①矿石中含锡0.170%,-0.019 mm细泥含量为12.74%,矿石中主要有用矿物为锡石,其次为褐铁矿,主要脉石矿物为石英;锡主要以锡石及酸溶锡的形式存在,选别难度较大。②螺旋溜槽抛尾是该矿适宜的预先抛尾方式,最佳工艺条件为洗矿分级后+0.212 mm粗粒磨矿至-0.074 mm占56.25%、螺旋溜槽截矿器精矿端宽度55 mm、螺旋溜槽给矿矿浆浓度30%、螺旋溜槽给矿矿浆速率3.0 m3/h,在此基础上可获得产率为32.65%、锡品位为0.424%、锡回收率为81.43%的溜槽精矿。③溜槽锡精矿摇床精选可获得锡品位较高的摇床锡精矿,摇床锡精矿强磁选除铁可获得高品位合格锡精矿。④矿石经“螺旋溜槽预先抛尾—摇床精选—强磁选除铁”的联合工艺流程,可获得产率为0.22%,锡品位41.860%,锡回收率为54.17%的锡精矿,及产率为0.68%,锡品位4.950%,锡回收率为19.80%的锡富中矿,锡累计回收率为73.97%,选矿产品含杂均不超标,较好地实现了该锡矿的分选。     

旋流器脱泥溢流中微细粒级锡石回收探索试验

针对都龙矿区选矿厂旋流器脱泥抛尾溢流中锡金属损失高的问题,采用SLon离心选矿机与浮选工艺可有效实现微细粒级锡石的回收,脱泥溢流含锡品位0.134%,通过离心选矿机一粗一精流程选别可获得精矿产率7.36%,含锡品位0.981%,回收率54.28%的技术指标;离心选矿机精矿按照7%的比例与选厂锡石浮选给矿进行混合选别,可获得精矿含锡品位3.57%,回收率74.83%的选别指标。研究成果为选矿厂后续进一步降低旋流器抛尾溢流中锡金属损失提供借鉴参考意义。