山西某低品位铁矿石选矿试验

为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明：①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块（-75 mm）中磁干抛-粉矿（-12 mm）弱磁干式预选-一段磨矿（-200目55%）-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿（-200目95%）-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。     

国外某低品位钛铁矿石选矿试验

国外某低品位钛铁矿石中钛主要以钛铁矿的形式存在,占总钛的80.73%,次要钛矿物为钒钛磁铁矿,占总钛的14.25%,钛铁矿嵌布状态较复杂,大多与脉石矿物密切连生,其次与钒钛磁铁矿连生。为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿流程试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下1次强磁选抛尾,强磁选粗精矿在再磨细度为-0.045 mm占55%的情况下1次弱磁选除铁,脱铁产品1粗1精浮选选钛,最终获得TiO₂品位为48.61%、回收率为62.87%的高品质钛精矿。     

某镜铁矿选矿工艺试验研究

某地镜铁矿石中主要铁矿物为镜铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为方解石、部分泥质物质和少量石英。采用重选、强磁选、强磁-重选及强磁-反浮选等联合工艺,对该矿石进行了分选试验。结果表明,对这种类型的镜铁矿,采用强磁-反浮选工艺,在原矿铁品位为35.00%的情况下,可获得铁精矿品位66.62%、回收率58.38%的良好技术指标。     

某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。     

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%。     

某低品位含铁铝土矿选矿试验研究

在工艺矿物学的基础上,对河南某低品位含铁铝土矿进行了选矿试验研究,采用优先磁选选铁,磁选尾矿经过分级后进行浮选选铝。经过一次粗选、一次精选和一次扫选得到铝精矿。在粗选段进行了不同的条件试验,并从中选取了最优条件。在最佳条件试验的基础上进行了闭路试验,获得铁精矿TFe含量60. 48%,铝精矿Al_2O_3含量65. 46%、A/S为6. 32的良好指标。     

某低品位铁矿石选矿试验

试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。     

提高某低品位混合型铁矿石回收率的选矿试验

新疆某铁矿选厂采用弱磁选-强磁选-重选工艺处理低品位混合型铁矿石,虽然铁精矿品位可达65%,但回收率仅50%左右。为此采用干式预选-弱磁选-强磁选-反浮选工艺对该矿石进行了旨在提高回收率的选矿试验。试验结果表明,干式预选可先抛弃占原矿约20%的废石,最终精矿铁品位为65.25%,回收率达69.28%,比现场生产指标提高了约19个百分点。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

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。     

某低品位伟晶岩型锂辉石选矿试验

为降低某低品位伟晶岩型锂辉石选矿生产成本,采用重介质分选工艺,预测可抛弃近70%的粗粒尾矿,可获得Li₂O品位为5.25%,Li₂O回收率为63.70%的锂辉石精矿。为提高其选矿回收率,采用研发的捕收剂EL进行了浮选试验研究,试验可获得Li₂O品位为4.12%,Li₂O回收率为80.76%的锂辉石精矿。精选抛尾工艺流程可在一定程度上消除矿泥对精选的影响,同时减少金属量在矿泥中的损失,该研究成果对选矿厂技术改造具有一定的指导意义。     

甘肃早子沟金矿石选矿试验

甘肃早子沟金矿石金品位为4.09 g/t,铜、铅、锌、铁、锑等含量较低,不具有回收价值。矿石金属矿物主要为黄铁矿、毒砂、辉锑矿和褐铁矿等。为回收有价元素金,采用浮选—浮选尾矿硫代硫酸钠浸出工艺进行试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占90%时,以Na_2CO_3为p H调整剂、异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得的浮选精矿金品位为56.78 g/t,回收率为71.27%,且影响金浸出的FeS_2、FeAsS、Sb_2S_3被富集到了浮选精矿中;浮选尾矿在液固比为4、Na_2S_2O_3·5H_2O用量为0.20 mol/L、CuSO_4用量为0.018 75mol/L、(NH_4)_2SO_4用量为0.05 mol/L、NH_3·H_2O用量为1.0 mol/L、矿浆pH=9.5、搅拌转速为450 r/min、反应时间为3 h条件下浸出,获得了金浸出率为67.05%,金总回收率为90.52%的指标。试验结果可以为早子沟金矿石的合理利用提供技术依据。     

国外某金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选工艺流程进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

某金矿石选矿试验

某蚀变碎裂岩型金矿石中金以裸露金和半裸露金为主。对该矿石进行了浮选试验研究,结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占65%的情况下,以丁铵黑药+丁基黄药为组合捕收剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为72.19 g/t、银品位为67.64 g/t、金回收率为96.00%、银回收率为72.07%的金精矿。     

洛阳某金矿石选矿试验

洛阳某金矿石金含量达4.15 g/t,但金嵌布粒度细,且多以黄铁矿包体金形式存在,暴露解离较为困难,会影响金的回收。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。在磨矿细度为-0.074 mm占66%条件下,经1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选,获得的金精矿金品位为52.25 g/t、回收率为85.90%,但尾矿仍含0.625 g/t的金。为提高金回收率,对原闭路浮选中间产品进行了分析,发现扫选1精矿中含有较多未单体解离的黄铁矿。为此,在原闭路浮选流程基础上,增加扫选1精矿再磨作业（-0.043 mm占68%）,重新进行了闭路试验,最终获得了金精矿金品位为57.40 g/t、金回收率90.88%,尾矿含金0.4 g/t的指标,较原闭路浮选指标明显提高,证明中矿再磨是提高该金矿石选别指标的有效手段。     

赤峰某低品位铜钼矿选矿试验

赤峰某大型斑岩型低品位铜钼矿床,铜钼矿物主要以硫化物形式存在,且嵌布关系密切、嵌布粒度微细。为高效开发利用该贫矿资源,对矿石进行了选矿工艺技术条件研究。结果表明,铜钼混浮适宜的磨矿细度为-0.074 mm占70%,铜钼分离适宜的磨矿细度为-0.043 mm占80%;采用1粗2精1扫、中矿顺序返回闭路流程混浮铜钼,1粗5精2扫、中矿顺序返回闭路流程分离铜钼,最终获得了铜品位为17.51%、铜回收率为81.25%的铜精矿,以及钼品位为42.41%、钼回收率为88.35%的钼精矿。     

安徽某高硫金矿选矿试验

安徽某含砷高硫低品位金矿石,有价元素为金和硫,为了合理开发利用该矿产资源,试验采用抑硫浮金工艺流程进行选矿试验研究。试验选取石灰作为硫化物抑制剂,以丁基黄药和丁铵黑药组合药剂为捕收剂,在磨矿细度为-0.074 mm 75%的条件下,通过1次粗选、3次精选和2次扫选,最终获得了金精矿品位为25.32 g/t、金回收率为68.52%的满意指标。