某低品位锰矿石抛废试验研究

针对某低品位锰矿石,进行了工艺矿物学和抛废试验研究,分别考察了跳汰机、智能视觉矿石分选机、智能射线矿石分选机、皮带永磁磁选干抛机、高梯度磁选干抛机等抛废设备对锰矿石抛废效果的影响。结果表明,该矿石中主要回收元素Mn含量为7.32%;含Mn矿物主要为软锰矿,分布率为61.99%。采用跳汰分选机、智能视觉分选机、高梯度磁选干抛机均无法对该矿石进行有效抛废;使用皮带永磁磁选机干抛可以抛除产率为63.32%,品位为5.81%的尾矿,此时皮带永磁磁选干抛机的磁场强度为1 T,入选粒度为-2.36 mm,出料口宽度为3 cm,皮带转速为5 cm/s;使用智能射线矿石分选机在最优抛废模型下可以直接获得Mn品位为17.47%、作业回收率为18.89%的高品位锰精矿。     

甘肃某氧化型锰矿选矿试验研究

针对甘肃某氧化型锰矿进行了工艺矿物学及选矿试验研究,原矿中Mn含量为21.48%。通过重选方法 "原矿-磨矿-重选"工艺,可得到锰品位25.50%,回收率为58.73%,尾矿中锰17.10%,损失率41.27%。通过原矿-磨矿-湿式强磁选工艺,在-0.074 mm含量为68.45%,用1650 mT的磁场强度下进行湿式强磁选所得到的锰精矿和尾矿,锰精矿含锰28.75%,回收率55.59%,尾矿中含锰15.96%,损失率为44.41%。将试验所获得的"精矿+中矿"合并焙烧后锰精矿锰品位可提高到29.21%以上,质量达到国标冶金用锰矿石A类A5Ⅱ组标准。     

湖南永州某低品位锰矿的选矿试验研究

以永州某地低品位锰矿(WMn=11.57%)为原料,采用湿式强磁选—阴离子正浮选联合工艺,进行了选矿试验研究。研究结果表明:原矿细磨至-0.074 mm(-200目)占92%之后,经磁场强度为1.3T的强磁选,得到含锰20.12%、回收率为89.44%的磁精矿;再对磁精矿进行阴离子正浮选试验,获得了品位为30.85%、回收率为86.36%的锰精矿。     

湖南低品位难选碳酸锰矿选矿工艺研究

湖南难选碳酸锰矿石的锰品位低,矿石组成复杂,经过多种选矿方法和试验方案的对比,最终采用中磁预选抛尾(干抛)-再磨后强磁选工艺,对Mn品位9.94％的原矿,获得锰精矿含锰15.59％,锰回收率68.41％的选矿指标.     

山东某低品位微细粒铁矿选矿试验

为给山东某低品位微细粒铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,本文针对矿石性质特点,进行磁滑轮抛尾、高压辊磨、阶段磨矿阶段磁选、反浮选等工艺试验。结果表明：采用“破碎抛废—阶段磨选(淘洗)—反浮选”流程,即-30 mm粒级原矿先在0.45 T磁场强度、2 m/s带速条件下进行磁滑轮抛尾,将所得-30 mm磁性产品再破碎至-12 mm,在0.30 T磁场强度、100 r/min转速条件下进行干式磁选;将所得-12 mm磁性产品再高压辊磨破碎至-2 mm,在0.30 T场强下进行湿式弱磁选;将所得-2 mm磁性产品细磨至-0.075 mm粒级质量分数为70%,在0.15 T磁场强度下进行湿式弱磁选;将所得-0.075 mm粒级质量分数为70%的磁性产品再磨至-0.045 mm粒级质量分数为95%,在0.14 T磁场强度下进行湿式弱磁选;最后对所得-0.045 mm粒级质量分数为95%的磁性产品进行反浮选提品位试验,最终闭路试验可获得TFe质量分数为59.14%的铁精粉,工艺Fe回收率为45.86%。     

内蒙古某地区石墨矿的浮选试验研究

以内蒙古某地区石墨矿石为研究对象,通过工艺矿物学和选矿工艺试验研究。结果表明:在粗选磨矿细度-0.074 mm占70%,可获得石墨精矿品位为81.26%,回收率为85.92%,为该地石墨矿的开采利用提供了理论依据。     

广西天等锰矿碳酸锰选矿现状及发展方向

通过对广西低品位碳酸锰矿采取多种多种选矿方法进行选矿研究,寻找合适的低品位碳酸锰矿选矿工艺。从实验结果来看,该碳酸锰矿石嵌布粒度极细,造成矿物单体解离困难,寻常的重磁选难以达到理想效果。采用0.038 mm(400目)闭路加温正浮选可以得到精矿品位15%以上,Mn2+回收率85%以上的精矿。     

云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

某难选低品位钨钼共生矿石工艺矿物学研究

采用MLA技术对难选低品位钨钼矿石进行详细的工艺矿物学研究,测定了矿石矿物组成、嵌布粒度和解离度等工艺矿物学参数,为制定合理的选矿流程提供详实可靠的依据。结果表明,矿石中的主要有价矿物为白钨矿和辉钼矿;脉石矿物以石榴石(钙铁榴石、钙铝榴石)、透闪石、普通辉石、透辉石等磁性脉石为主,还有部分非磁性脉石石英、长石、萤石和方解石等。脉石矿物中富钙脉石含量较高,将对白钨矿选矿产生一定的影响。基于工艺矿物学的研究结果,选矿试验设计了强磁预先丢尾-先浮钼后浮钨的工艺技术路线,取得了钼精矿产率为0.125%,钼品位48.85%,钼回收率64.86%;钨精矿产率为0.27%,WO3品位65.23%,钨回收率74.22%的较好选矿技术指标。     

磁选-重选-浮选组合新工艺分选氟碳铈矿型稀土矿的试验研究

采用矿物自动分析仪(MLA)查明了四川牦牛坪稀土矿的矿物组成、嵌布粒度特征,对比分析了主要矿物的密度、莫氏硬度、比磁化系数和磁性的工艺特性差异,利用湿式高梯度强磁选-重选-浮选的组合工艺进行了选矿试验研究。结果表明:主要稀土矿物氟碳铈矿粒度多在1.28~0.04 mm范围内,具有顺磁性,而重晶石、萤石、正长石和石英呈现非磁性,此磁性差异是强磁选能预先富集的关键矿物学因素。通过实验确定最佳工艺条件和结果为:在-1.0 mm粒径,1.0 T背景场强下湿式强磁选粗选,强磁选精矿分级成3个粒级物料,-1.0~+0.4 mm物料进行粗砂摇床重选,-0.4+0.074和-0.074 mm物料分别进行细砂摇床重选,各重选中矿合并,在0.6 T背景场强下湿式强磁选精选,磁选精矿与重选精矿合并,获得REO品位65.49%,回收率67.80%的磁重稀土精矿;磁选精选中矿与摇床尾矿合并成REO 2.10%的稀土中矿,在磨矿细度-0.043 mm占70%,pH 8~9,水玻璃用量714 g·t~(-1)原矿,捕收剂GSY 1033 g·t~(-1)原矿下进行常温浮选,获得REO品位67.84%,回收率15.46%的浮选稀土精矿;两种稀土精矿REO平均品位65.93%,总回收率83.26%。     

赤泥含铁矿物回收实验研究

根据拜耳法大坝赤泥的理化性质研究对赤泥中铁的回收工艺采用强磁选抛废。结果表明在磁场强度为1.5 T时，可获得含铁50.34%回收率为47.58%的铁精矿，通过对粗精矿反浮选脱硅提质，获得累计回收率为41.58%、品位为57.61%的优质铁精矿。     

基于工艺矿物学的某浮选尾矿金的回收试验研究

河南某浮选尾矿中金品位为0.74g/t。工艺矿物学研究结果表明：金矿物主要以脉石包裹形式存在,包裹金含量为62.71%。对尾矿开展粒级分析,其+200目中金的占比为48.84%,占比较高。根据浮选尾矿工艺矿物学特征和粒级分析,采用“尾矿分级-+200目粒级再磨-浮选”选矿工艺回收金。实验室小型试验结果表明：+200目产品再磨后,经一粗一精两扫闭路浮选可得到金精矿品位15.23g/t、作业回收率63.82%（相对+200目产品）,金回收效果好。扩大试验采用平底FX150-GJ-120型水力旋流器对该尾矿进行分级,沉砂再磨后,在相同浮选条件下经一粗一精两扫闭路浮选可得金精矿品位为15.82g/t、作业回收率为61.68%（相对旋流器沉砂）、总回收率为25.73%（相对浮选尾矿）。     

白沙子岭锡石硫化矿选矿工艺试验研究

通过对试样的工艺矿物学研究,着重进行了先浮选脱硫、重选丢尾和摇床尾矿脱泥浮选的选矿工艺试验研究,获得较好选矿指标(原矿含锡0.41%)。摇床锡精矿:锡品位63.65%,回收率65.52%;浮选锡精矿:锡品位8.32%,回收率5.10%,锡总回收率为70.62%。试验中综合回收的铜精矿铜品位18.62%,回收率69.47%,提供了最佳选矿工艺流程,为选矿厂设计提供了科学依据。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

广西某低品位碳酸锰矿选矿试验研究

针对广西某低品位碳酸锰矿嵌布粒度细、单体解离困难、铁硅含量高、以菱锰矿为主等特点,经研究,试验采用湿式强磁选法回收该锰矿。在磨矿细度-0.074 mm占75%、粗、扫选磁场强度1.35 T、精选磁场强度1.07 T条件下,进行一粗一精一扫强磁选试验,实验室小型闭路试验可获得锰品位15.53%、锰回收率77.79%的锰精矿;扩大连续试验可获得锰品位15.57%、回收率76.18%的锰精矿。     

微细粒嵌布铜铅锌多金属矿的浮选研究

对某微细粒嵌布复杂铜铅锌多金属矿进行了详尽的工艺矿物学和选矿工艺研究。采用铜铅锌顺序优先浮选,通过新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用及添加硫酸锌、亚硫酸钠抑制铅、锌进行铜的浮选;通过添加新型锌抑制剂VA6、新型铅捕收剂BK906和乙硫氮的配合使用以达到提高铅品位和回收率的目的;该矿石中铅的嵌布粒度细,将铅粗精进行再磨,考察了不同的再磨磨矿细度条件下铅粗精矿的品位和回收率,探讨进一步提高铅精矿品位的可能性;浮铅尾矿选锌,得到合格的锌精矿。结果表明,新型捕收剂BK905和起泡剂BK204配合使用,对铜矿物浮选具有优越性,和Z-200相比,其在保证铜回收率的同时,可以减少铜粗精矿中铅、锌等矿物的含量;选铅时加入新型抑制剂VA6可以抑制铅粗精中的锌等矿物,可以进一步提高铅精矿的品质;将铅粗精矿进行再磨至-0.038 mm 92%时,铅粗精再磨精选一次后得到的铅精矿品位为29.52%,回收率为73.21%。闭路试验结果为铜精矿品位18.34%,回收率81.08%;铅精矿品位58.09%,铅回收率为83.70%;锌精矿品位51.96%,锌回收率87.89%。     

稀土尾矿“一步法”焙烧及弱磁选分离铁和稀土的研究

对包头稀土弱磁尾矿添加煤、Ca(OH)_2和NaOH,进行了一步法焙烧—弱磁选回收实验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间对弱磁尾矿磁化率的影响以及磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对磁选产品的回收率和品位的影响。研究发现,在焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,粗选磁场强度160 m T,精选磁场强度100 m T,矿浆流速0.80 cm/s,矿浆浓度液固比25∶1条件下,可以从全铁品位14.10%,稀土品位9.45%的稀土弱磁尾矿中获得全铁品位57.10%、回收率为70.44%的磁选精矿,REO品位12.27%、回收率为95.92%的磁选尾矿。     

复杂钼铜铁多金属矿的综合利用研究

对某钼铜铁多金属矿矿石进行了工艺矿物学研究,该矿石是以钼为主、并生铜铁的多金属矿.根据矿石的性质,采用钼铜混合浮选混合精矿再分离-尾矿磁选选铁的工艺流程.铜钼混合浮选时,采用煤油、柴油混合捕收剂,有利于提高钼回收率,采用选铜特效捕收剂BK802,有利于提高铜的回收率.铜钼混合精矿分离时,采用煤油作为捕收剂,最终选择BK310进行铜钼分离.对铜钼混选尾矿进行了选铁实验,最适宜的磁场强度为0.12～0.16 T之间.研究结果表明:在原矿铜品位0.082%的情况下,可以得到含铜品位15.16%、铜回收率80.54%的铜精矿;采用新型抑制剂BIC310,一次分离三次精选即得到钼精矿钼品位50.87%,回收率85.94%;磁铁矿单体解离较好,一次粗选后再磨,得到铁精矿铁品位69.47%、铁回收率41.89%的铁精矿.     

某金矿选矿工艺试验研究

某金矿石中可供回收的有价元素为金,品位为1.78 g/t,现场生产流程为全泥氰化浸出工艺,为解决矿山面临的环保压力,实现清洁生产,探索新的选矿工艺替代现有全泥氰化浸出工艺。在工艺矿物学研究基础上,通过单一浮选、重选+浮选选矿工艺流程对比,确定采用重选+浮选工艺流程。结果表明：重选+浮选工艺流程获得的重选精矿金品位3 034.60 g/t,浮选精矿金品位16.85 g/t,重选+浮选金总回收率94.80%,金回收指标与现场全泥氰化浸出工艺指标相当。对浮选精矿进行金硫分离探索试验,获得了金品位68.25 g/t、金作业回收率84.95%的金精矿,硫品位42.21%、含金3.25 g/t的硫精矿。研究结果为同类矿山实现清洁生产提供了参考借鉴。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。