某低品位铁精矿提质降杂试验研究

采用磁选、磁-重选、反浮选等工艺对酒钢周边矿山某低品位铁精矿进行了提质降杂试验研究, 并结合矿相分析查找了精矿杂质硅含量偏高的原因。结果表明, 采用弱磁-中磁-强磁联合磁选流程可获得铁品位61.61%、回收率97.87%、SiO₂含量7.15%的铁精矿。     

辽宁某低品位菱镁矿提质降杂试验研究与工业实践

辽宁某菱镁矿选厂所处理矿石属高硅高钙型低品位菱镁矿矿石,生产现场采用反-正浮选工艺流程,存在反浮选捕收剂泡沫流动性差和选择性差,对有用矿物的夹带严重,流程运行不稳定且难以实现闭路循环,正浮选脱钙效果差,菱镁矿损失大、回收率低（MgO回收率仅35%）等问题。由于技术经济指标欠佳而处于停产状态。针对原流程存在的问题,提出采用等可浮反浮选-正浮选强化脱杂新工艺,其中,等可浮反浮选作业在弱酸性矿浆pH（6.0左右）环境中,以水玻璃为调整剂,BK-428（阳离子型捕收剂）为捕收剂,脱除含硅钙脉石;正浮选作业在弱碱性矿浆pH（9.0左右）环境中,以六偏磷酸钠为抑制剂,BK410B（阴离子型捕收剂）为捕收剂,强化脱除含钙硅脉石,从而实现低品位菱镁矿的提质降杂。在系统的实验室试验和选矿扩大连选试验研究的基础上,进行了新工艺的工业试验研究。工业试验最终从MgO品位为42.94%、SiO₂含量4.14%和CaO含量2.91%的低品位菱镁矿矿石中获得了MgO品位为47.14%、回收率为76.02%的菱镁矿精矿,精矿中SiO₂和CaO含量分别降至0.28%和0.53%。      

辽宁海城某低品位菱镁矿除铁降硅试验

辽宁海城某低品位菱镁矿Mg O品位94.59%,但Fe_2O_3、Si O_2含量较高,制约其应用。为获得高品质的菱镁矿精矿,对该菱镁矿采用永磁高梯度磁选机磁选除铁、浮选降硅试验。结果表明:原矿经1粗1精磁选除铁—磁精矿1粗1精反浮选—1次正浮选处理,可获得产率61.75%、Mg O品位98.35%的菱镁矿精矿,含Fe_2O_30.30%、Si O_20.16%,符合高纯镁砂的要求。不仅降低了菱镁矿铁、硅含量,还减少了入浮矿量,对降低选矿成本有利,可为该菱镁矿的综合利用提供技术基础。     

几内亚某高铁低品位铝土矿磁选提质试验研究

几内亚某铝土矿Al_2O_3品位34.97%,Fe_2O_3品位26.50%,Si O_2品位6.11%,铝硅比5.72,Al_2O_3品位和铝硅比低,难以利用。本试验针对该铝土矿高铁、低铝,中等铝硅比的特点,提出"碎矿筛分-粗粒干式强磁选-细粒大颗粒脉动高梯度磁选"提质新工艺。结果表明,采用该磁选工艺,可获得Al_2O_3品位40.76%,Fe_2O_3品位20.64%,铝硅比为8.10的铝精矿产品,Al_2O_3回收率达到72.29%,Fe_2O_3去除率为51.69%。该磁选提质工艺无需磨矿,生产成本低,对环境无污染,可大幅降低后续氧化铝生产成本,为经济有效开发利用该类型铝土矿资源提供了一种新思路。     

国外某天然沥青矿提质降灰试验研究

针对国外某天然沥青矿进行选矿工艺试验研究。试验矿石属于高灰重油矿,无机杂质嵌布粒度较细,属难选矿物。在磨矿时间和最佳浮选药剂制度确定的基础上,采用浮选-酸浸联合工艺,试验结果证明:采用该流程可以得到灰分14.53%,回收率83.09%的产品。矿石品质显著提高,为该矿石的综合利用提供参考依据。     

某高硅磁精矿高效磁重选工艺提质降硅试验

华北某铁矿磁精矿SiO_2含量高达8.0%～9.0%,采用浮选工艺提铁降硅,存在因矿浆加热及药剂添加带来的环保问题,同时工序成本及金属流失较高。为解决上述问题,开展了高效磁重选工艺试验研究,取得了良好的效果。     

某低品位氧化锰矿选矿试验

某氧化锰矿石品位低、风化严重。为实现该矿的合理开发利用,在分析矿石性质和探索试验的基础上,采用分级脱泥—磨矿—湿式强磁选工艺对锰进行选别回收。结果表明:原矿经分级脱泥后,在磨矿细度-0.074 mm 43.80%,湿式强磁选磁场强度为1 512.74 k A/m时,可获得锰品位为30.85%、铁品位为8.83%、锰回收率61.55%的锰精矿。选矿指标较好,可为氧化锰矿的选别提供技术借鉴。     

某低品位石墨矿选矿试验

某低品位鳞片状石墨嵌布粒度微细,且与云母、黄铁矿和褐铁矿等脉石矿物赋存关系复杂,相当部分石墨矿充填交代或包裹于脉石矿物中,解离困难。为开发利用该石墨资源,以Na2SiO3为调整剂、煤油为捕收剂、2#油为起泡剂,对其进行闭路试验,获得了固定碳含量为80.64%、回收率为95.88%的石墨精矿。     

某低品位石墨矿选矿试验

某低品位鳞片状石墨嵌布粒度微细,且与云母、黄铁矿和褐铁矿等脉石矿物赋存关系复杂,相当部分石墨矿充填交代或包裹于脉石矿物中,解离困难。为开发利用该石墨资源,以Na₂SiO₃为调整剂、煤油为捕收剂、2^#油为起泡剂,对其进行闭路试验,获得了固定碳含量为80.64%、回收率为95.88%的石墨精矿。     

某高硅低品位铜锌硫化矿浮选分离试验

某低品位高硅硫化铜锌矿中的铜矿物种类多,矿物嵌布粒度细,与脉石嵌布关系密切;锌矿物与铜矿 物复杂共生,加之次生铜矿物溶解产生的铜离子会活化锌矿物,浮选分离困难。基于矿石特性,浮选试验采用碳酸 钠作为矿浆 pH 调整剂,腐植酸钠、硫酸锌及亚硫酸钠作为锌矿物及脉石矿物的组合抑制剂,配合使用新研制的铜 高效选择性捕收剂 EMB-513,采用“一段磨矿—铜矿物优先浮选—选铜尾矿选锌”的工艺流程,实现了铜矿物及锌 矿物的有效分离,闭路试验获得了铜品位 27.31%、铜回收率 86.35% 的铜精矿以及锌品位 50.94%、锌回收率 78.11% 的锌精矿。同时,矿石中的银、硒和镉等稀有稀散元素也得到了有效富集。     

柴达木盆地某金矿石提质降杂试验

柴达木盆地某金矿石属于微细粒-超微细粒浸染型含碳、砷的极难处理金矿,面临金精矿Au品位低、Au回收率难提升的技术难题。在矿石性质研究的基础上,引入新型捕收剂EMB-506、绿色高效抑制剂EMY-515及新型起泡剂EMP-01,并在新药剂体系下开展了浮选提质降杂试验,通过单矿物浮选试验、吸附量测试和红外光谱等测试手段,表征抑制剂EMY-515的选择性作用机理。在原矿Au品位为2.41 g/t时,采用新药剂,通过1粗2精3扫浮选闭路流程,可以获得Au品位33.97 g/t、Au回收率87.73%的金精矿,新药剂浮选体系“提质降杂”效果显著。新型抑制剂EMY-515的加入会使得载金矿物和脉石矿物出现较大的可浮性差异;EMY-515在脉石矿物表面的吸附量远大于载金矿物;EMY-515在绿泥石表面的吸附是发生了与—COOH有关的化学吸附,而在毒砂表面的吸附能力弱,发生物理作用,因此不影响毒砂上浮。新药剂预期实现成果转化后,还可在我国类似金矿推广,经济效益、社会效益和生态效益显著。     

高硅锌精矿提质降硅浮选试验研究

针对新疆某大型铅锌选矿厂锌精矿产品品位低、Si O2含量高的特点,详细查明了锌精矿中的杂质成分及赋存状态,提出采用"再磨降硅—高碱抑硫"新工艺。试验结果表明,采用新工艺处理高硅锌精矿,可获得锌品位和回收率分别为61.26%和98.42%的优质锌精矿,Si O2含量从22.05%降到2.59%,且该工艺可很好地并入原工业流程。     

某低品位镍矿石提镍降镁工艺研究

某低品位镍矿石中有用矿物的镍、铜含量低,MgO含量高,难以产出高品位镍精矿。为此,针对镍铜矿物均以硫化镍、硫化铜状态存在,目的矿物嵌布粒度较细及分布不均匀的特点,通过细磨以及添加调整剂、采用复合捕收剂等手段,成功地获得含镍6.72%、铜3.59%的混合镍精矿,MgO含量降至5.20%。     

某低品位萤石矿浮选试验研究

对某CaF₂品位30.70%的低品位难选萤石矿进行了浮选试验研究。以碳酸钠为调整剂、Na₂SiO₃为抑制剂、CM-10为捕收剂, 采用中矿集中处理方式代替中矿依次返回方式, 得到了CaF₂品位98.03%、回收率48.73%的萤石精矿和CaF₂品位93.46%、回收率29.59%的萤石次精矿。     

江西某低品位锂辉石矿选矿试验

针对江西某低品位锂辉石矿矿泥含量高、现场浮选指标差等问题,进行了选矿试验研究。结果表明：将450 g/t碳酸钠+300 g/t氢氧化钠加入磨机中,矿石磨细至-0.076 mm占70%,脱去-0.15 mm粒级矿泥,以碳酸钠、氢氧化钠、氯化钙作联合调整剂、改性油酸作捕收剂,经1粗3精1扫闭路浮选,可获得Li2O品位为4.45%、回收率为74.17%的锂辉石精矿,精矿Li₂O品位较现场工艺提高了0.39个百分点,回收率提高了12.59个百分点;锂辉石浮选尾矿经弱磁选-高梯度强磁选除铁,获得了Fe₂O₃含量为0.18%的长石精矿。     

某低品位氧化锰矿磁选试验研究

针对某低品位氧化锰矿分选指标不高的现状,考查了原矿性质和-6 mm粒级分布情况,结合原工艺条件,进行了磁选-中矿分级脱泥以及分级磁选试验。结果表明:感应辊式磁选机处理粗粒级锰矿效果较好,高梯度磁选机处理细粒级锰矿效果较好,两种工艺流程均可获得混合精矿品位高于30%、回收率高于84%的较好指标。     

湖北某低品位氧化铜矿浮选试验

湖北某低品位氧化铜矿具有氧化程度高、磨矿过程中易泥化等特点,为高效利用该氧化铜矿资源,对其进行浮选试验,分别考察了石灰、硫化钠、丁基黄药、2~#油等药剂用量变化以及药剂间的协同作用对其分选效果的影响。结果表明:4种药剂的用量变化对铜精矿品位影响较小,而对回收率影响较大,同时药剂间的交互作用明显;在磨矿细度为-0.074 mm占69.2%、生石灰用量3 kg/t、硫化钠用量2 kg/t、丁基黄药用量50 g/t,2~#油用量33 g/t的条件下,通过2粗1精1扫闭路浮选试验,最终可得到品位20.86%、回收率89.18%的混合铜精矿。     

江苏某低品位蓝晶石矿分选试验

对江苏某低品位难选蓝晶石矿采用脱泥-磁选-碱性介质浮选工艺流程进行了分选试验研究,探索了磨矿、脱泥、磁选及浮选的适宜工艺条件,以此为基础拟定的磨矿-脱泥-强磁选-1粗4精浮选闭路流程处理该矿石,最终获得了Al₂O₃品位为55.13%的蓝晶石精矿。     

石煤型低品位钒矿提钒试验

该矿样中含V_2O_50.506%,全碳36.56%,属于低品位钒石煤矿,其发热量13.27 MJ/kg,可利用其燃烧热能进行焙烧。对焙烧温度、焙烧时间、矿物粒度、浸出时间、浸出温度、浸出酸度、助浸剂选择等进行详细试验研究,最终确定采用空白焙烧-烧渣添加助浸剂-酸浸工艺流程,V_2O_5的浸出率70.41%。     

低品位萤石精矿深度提质降杂制备酸级萤石试验研究

湖南某选厂生产的萤石精矿CaF₂品位低、杂质含量高,产品附加值低,采用研发的低品位萤石精矿深度提质降杂制备酸级萤石新技术,当给矿CaF₂品位80.68%、CaCO₃含量6.51%、SiO₂含量5.77%时,全流程闭路试验可获得产率69.76%、CaF₂品位98.37%、CaCO₃含量0.36%、SiO₂含量0.59%、萤石回收率85.13%的高度萤石精矿以及产率7.56%、CaF₂品位76.42%、CaCO₃含量14.91%、SiO₂含量5.65%、萤石回收率7.17%的低度萤石精矿,萤石总回收率达92.30%。获得的高度萤石精矿及低度萤石精矿分别达到了国家酸级萤石质量标准和冶金级萤石质量标准,实现了萤石资源最大限度的高附加值开发利用。