朝鲜某复杂难选钽铌锆矿选矿试验研究

针对朝鲜某大型碱性花岗岩型钽铌锆矿床矿石化学成分复杂,有用矿物嵌布粒度细,有用矿物之间以及与脉石矿物之间解离性差的特点,采用细磨-脱泥-钽铌锆混合浮选流程处理该矿石,在原矿Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为1.17%、3.12%、0.046%情况下,最终可获得Nb₂O₅、ZrO₂、Ta₂O₅品位分别为9.43%、24.95%、0.36%,回收率分别为77.37%、76.77%、75.13%的钽铌锆混合精矿。     

河北某低品位磷铁矿石选矿试验

河北某低品位磷铁矿石属出露地表、风化程度较高的含磷铁黑云母辉石岩。对优先浮磷再弱磁选选铁流程进行了工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程优先选磷,选磷尾矿1粗1精弱磁选选铁,可以获得P₂O₅品位为34.19%、含铁0.23%、P₂O₅回收率为95.24%的磷精矿,以及铁品位为64.31%、P₂O₅含量为0.11%、全铁回收率为48.86%、磁性铁回收率为97.88%的铁精矿。     

某钽铌尾矿综合回收试验研究

某钽铌原矿经“阶段磨矿—阶段重选”工艺获得回收率大于90%的钽铌精矿。经化学分析,钽铌尾矿中钽铌品位较低,但有价组分锂含量较高且赋存在云母中,钾长石和钠长石含量也较高。为提高矿产资源利用率,回收钽铌尾矿中的其他有价矿物,对钽铌尾矿进行了综合回收试验研究。试验考虑优先回收锂云母和长石,钽铌可作为副产品富集。但由于该尾矿中Fe₂O₃含量为0.17%,会影响长石产品的白度,因此综合回收需要采用强磁选工艺除铁回收长石,同时采用浮选法回收锂云母、重选法富集钽铌。在优化条件试验的基础上进行了全流程综合回收试验,最终可获得长石产品(产率71.48%、Fe₂O₃≤0.006%)、锂云母精矿(Li₂O品位3.51%、回收率77.66%)和钽铌精矿(Ta₂O₅品位4.06%、回收率30.17%,Nb₂O₅品位4.07%、回收率36.39%),较好地实现了该钽铌尾矿中有价矿物的综合回收利用。     

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。     

青海低品位磷灰石型磷矿浮选试验研究

对青海某低品位磷灰石型磷矿进行了浮选试验研究。原矿经粗磨后, 可抛除约20%的粗粒黑云母和透辉石。抛尾后试样经再磨后, 采用氧化石蜡皂和2^#药作为捕收剂, 在无碱条件下, 开路试验获得的磷精矿P₂O₅品位为35.41%、P₂O₅作业回收率为87.24%。闭路流程试验获得了磷精矿P₂O₅5 32.01%、P₂O₅作业回收率达97%的良好结果。采用可溶性淀粉可有效抑制磷精矿中的含镁矿物, 从而获取合格的磷精矿。     

湖南仁里钽铌铍稀有金属矿床综合利用评价

湖南仁里矿床平均Ta₂O₅品位0.036%,Nb₂O₅品位0.047%,为中国东部高品位、超大型稀有金属矿床,主要有用矿物有钽铌矿物、绿柱石、云母和长石;伴生矿物有锂云母、电气石和石榴石等。钽铌矿物主要以块状、颗粒状、针状及少量的片状赋存于中-粗粒白云母伟晶岩中的钠长石和石英中,少部分赋存于白云母、绿柱石、磷灰石和电气石中,嵌布粒度较粗;绿柱石主要以块状及颗粒状赋存于伟晶岩中。本文采用螺旋溜槽粗选-摇床精选回收钽铌矿物-重选尾矿浮选回收云母-云母浮选尾矿浮选铍的工艺流程,获得了钽精矿(Ta₂O₅品位20.36%,Nb₂O₅品位19.87%,Ta₂O₅回收率73.53%)、铍精矿(BeO品位8.69%,回收率65.92%)和云母精矿(Al₂O₃品位24.26%,Li₂O品位0.25%,Rb₂O品位0.25%,Rb₂O回收率67.10%)。研究结果表明,仁里矿床稀有金属及非金属矿产资源丰富,矿石质量高,易选,回收率较高。该矿床具有较高的稀有金属综合回收率(69.73%)和矿产资源综合利用率(89.60%),具有较高的开发利用经济价值。      

EDTA在铌铁矿和石英浮选分离中的选择性抑制作用机理

由于石英容易被金属阳离子活化,导致羟肟酸捕收剂浮选体系下铌矿物和脉石矿物石英的可浮性差异减小,增加了有用矿物和石英之间的分选难度。采用EDTA作为铌铁矿浮选中的石英抑制剂,通过单矿物试验、人工混合矿浮选试验、Zeta电位测试、接触角测试以及X射线光电子能谱仪检测等研究了铌铁矿以及石英的浮选行为和表面性质。当使用辛基羟肟酸(OHA)作为浮选捕收剂时,EDTA对活化后石英有较强的选择性抑制作用,因为EDTA对石英表面金属离子的络合溶解作用减少了OHA在石英表面的吸附,从而实现了铌铁矿和石英的有效分选。浮选试验结果表明,针对铌铁矿和石英质量比为1∶1的人工混合矿,在FeCl₃·6H₂O浓度为20 mg/L、EDTA用量为0.2 mmol/L、矿浆pH值为9.0、OHA浓度为0.05 mmol/L的条件下,可较好地实现铌铁矿和石英的浮选分离,铌铁矿精矿中Nb₂O₅的品位为56.84%,Nb₂O₅的回收率为72.54%,石英的品位为13.17%,石英的回收率为12....     

某伴生钽铌锂辉石矿选矿试验研究

西澳某伴生钽铌锂辉石矿为伟晶岩型锂矿,矿石Li₂O品位1.53%、Ta₂O₅品位0.025%、Nb₂O₅品位0.006%;脉石矿物主要为长石、辉石和石英。为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验研究以及磁选、重选试验研究。确定采用弱磁选除铁—强磁选、重选联合回收钽铌—强磁选尾矿浮选回收锂辉石的选矿工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度-0.076 mm占75%条件下,弱磁选除铁—强磁选回收钽铌工艺分选指标优于螺旋溜槽重选工艺分选指标,强磁选精矿经摇床1次粗选、1次精选获得Ta₂O₅品位21.35%、对原矿回收率23.03%的钽铌精矿;以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙为浮选锂辉石调整剂,以改性脂肪酸类捕收剂T-88为浮选锂辉石捕收剂,对强磁选尾矿进行锂辉石浮选试验,经1次粗选、2次精选、1次扫选、1次中矿再选锂,获得Li₂O品位5.60%、对原矿回收率76.13%的锂辉石精矿,实现了矿石中锂辉石与钽铌矿物的有效回收。试...     

X射线拣选-反浮选工艺在宜昌中磷层磷矿选矿中的应用

宜昌中磷层磷矿平均P₂O₅品位仅为22%左右,难以直接工业利用。中磷层磷矿有价磷矿物为磷灰石和胶磷矿,其嵌布粒度较细、在0.03~0.5 mm之间,磷灰石和胶磷矿多呈富磷矿物集合体形式存在,富磷矿物集合体嵌布粒度较粗,能够作为选别对象。中磷层磷矿经过筛分处理,-10 mm粒级磷精矿P₂O₅品位约为26%,可直接给入浮选作业处理。而-30+10 mm粒级产品采用X射线拣选技术,可获得P₂O₅品位26%以上、作业回收率80%~86%的磷精矿。筛分作业-10 mm粒级磷精矿与X射线拣选得到的磷精矿合并送往反浮选作业,最终可获得P₂O₅品位32%以上的优质磷精矿。试验结果表明,X射线拣选—浮选联合工艺表现出优良的分选效果,在处理其它类似低品位、嵌布粒度细的磷矿资源时,该联合工艺有巨大的推广潜力。      

采用磷灰石新型常温捕收剂DJX-6优化某铁尾矿中磷的回收工艺

河北柏泉铁矿磁选尾矿粒度较粗,-0.074 mm粒级产率为30.76%,有用矿物磷灰石主要富集在细粒级中,且解离度较低,现场在矿浆温度为37 ℃情况下,以氧化石蜡皂+脂肪酸+MES为捕收剂,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回闭路流程选磷,获得了P₂O₅品位和回收率分别约为33%和85%的磷精矿。为了解决现场浮磷需要加温且精矿指标不理想的问题,采用东北大学相关课题组研制的新型常温浮磷捕收剂DJX-6进行了选磷试验,结果表明,试样在磨矿细度为-0.074 mm占60%,浮选矿浆温度为20 ℃、pH=10（Na₂CO₃用量为400 g/t）,水玻璃用量为200 g/t,DJX-6用量为400 g/t的情况下,采用1粗3精1扫闭路流程处理,最终获得P₂O₅品位为33.30%、P2O5回收率为93.36%的磷精矿。与现场相比,不仅药剂用量大幅度降低、浮选矿浆无需加温,而且磷精矿P₂O₅回收率从85%左右提高至93.36%,因此,现场浮磷改用DJX-6为捕收剂将取消配套加温系统,大幅度降低能源成本,增加精矿产量,为企业创造显著的经济效益。     

选冶联合回收风化型钒钛铁矿试验研究

针对某风化型钒钛铁矿中铁矿物与钛矿物嵌布关系十分密切、密度和比磁化系数接近、选矿难以分离的特点, 采用选冶联合工艺进行了回收试验研究。结果表明, 利用磁选实现了钒钛铁矿物的预先富集, 对钒钛铁粗精矿进行闪速磁化焙烧拉大了铁矿物与钛矿物的比磁化系数差距, 为选矿分离创造了条件。选冶联合工艺全流程试验取得了TFe品位61.06%、V₂O₅含量1.03%, TFe和V₂O₅回收率分别为73.12%和76.43%的含钒铁精矿和TiO₂品位50.96%、回收率40.40%的钛精矿。该工艺实现了钒、钛、铁的综合回收。     

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta₂O₅、Nb₂O₅、Li₂O品位分别为42.15g/t、184.00g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11 650 g/t Ta₂O₅、50 400g/t Nb₂O₅的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li_2<...     

贵州某硅钙(镁)质磷矿石双反浮选试验

贵州某高硅钙含镁低品位磷矿石中的主要磷矿物为胶磷矿，以氟磷灰石为主，部分为碳磷灰石；主要脉石矿物为石英、白云石、伊利石和黄铁矿等。矿石P2O5品位为26.19%，SiO₂、CaO、MgO含量分别为16.88%、38.18%、1.92%。为确定矿石的开发利用工艺，采用双反浮选工艺进行了试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占82.05%的情况下，采用优先反浮选脱镁-沉降脱泥-1粗2精、粗选及精选尾矿合并1次扫选后返回的反浮选脱硅流程处理，最终获得了P₂O₅品位为32.35%、P2O5回收率达82.36%、MgO与P₂O₅含量比为2.32%、R₂O₃与P₂O₅含量比为11.07%的磷精矿。反浮选脱硅前预先脱泥，并用醚多胺类捕收剂T609和消泡剂TOP搭配，可有效改善阳离子捕收剂反浮选脱硅过程中泡沫多、黏度大、难冲消的问题。双反浮选工艺有效实现了磷灰石与脉石矿物的分离，获得了酸法加工用磷矿石优等品质量标准的磷精矿。     

贵州某磷矿正-反浮选试验研究

针对贵州某P₂O₅品位11.68%、MgO含量10.87%的钙镁质低品位磷矿石进行了选矿试验研究。结果表明,通过“正浮选、一粗两扫反浮选”闭路流程,获得了P₂O₅品位28.04%、P₂O₅回收率81.92%、MgO含量0.75%的磷精矿。     

非洲某钽铌砂矿矿石性质及预选工艺研究

为了给中国某矿业公司开发非洲某钽铌砂矿提供依据,首先对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,结果表明：矿石中钽、铌的含量分别达到了97.4 g/t和1 044.2 g/t,远远超过了工业开采指标要求;有用矿物除铌铁矿外,还伴生钛铁矿、锡石、锆石以及独居石、钍石等,脉石矿物则主要为石英、长石;有用矿物嵌布粒度较粗,且基本都已经单体解离,同时它们与石英、长石的重选分离难易度处于“较易”范围;矿石中+3 mm粒级的产率达21.10%,但钽、铌在其中的分布率只有3.04%和1.33%。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿按3 mm筛分抛尾、筛分精矿跳汰抛尾、跳汰精矿按0.5 mm分级摇床精选的工艺流程进一步进行了预选试验,获得了预选精矿产率为0.71%,Ta₂O₅、Nb₂O₅、Sn、ZrO₂品位分别为1.21%、12.93%、7.12%、14.97%,相应回收率分别为89.45%、90.04%、87.16%、70.58%的较好指标,并使钛、钍、铪、铈也得到了富集。下一步将对预选精矿开展有用矿物互相分离的深选试验。     

含磷铁矿中低品位磷的回收研究

对我国某高磷铁矿的磁选尾矿进行了回收磷矿的试验研究。以MG-2、MES和氧化石蜡皂为组合捕收剂, 经一次粗选、一次扫选、两次精选的闭路试验流程, 最终可获得品位32.63%、回收率88.11%的磷精矿, 实现了磷的综合回收。