某选锌尾矿铁硫综合回收工艺试验

某选矿厂为了回收利用选铜、锌后尾矿中的铁、硫资源,实现伴生矿产资源的综合开发利用和有价组分的梯级回收,针对选锌尾矿中的磁黄铁矿在选锌过程中被大量石灰抑制可浮性变差的问题,通过在磁场强度175 kA/m的条件下进行弱磁选,弱磁选尾矿经1粗3精1扫浮选流程得到了硫精矿1;弱磁选精矿再磨至-0.038 mm87.50%后,经1粗3精3扫流程获得硫精矿2,两者合并获得了硫品位31.15%、硫回收率81.62%的最终硫精矿;将弱磁精矿浮选后尾矿再进行弱磁选,得到了铁品位64.87%、铁回收率35.09%、含硫4.19%的铁精矿,实现了铁、硫资源的综合回收。     

新疆某大型铁矿伴生金锌的综合回收试验研究

为了综合回收新疆某大型铁矿伴生的有益元素金和锌,对具有代表性的矿石进行了矿石性质研究,查明了矿石中金矿物、锌矿物和铁矿物的赋存状态、嵌布粒度及它们与有益有害元素的共生关系。根据矿石性质,制定了优先浮选金矿物,金浮选尾矿经硫酸铜活化后浮选闪锌矿,锌浮选尾矿磁选铁的工艺流程。金浮选通过两段粗选两段精选获得金精矿金品位27.38×10~(-6),金回收率52.65%;锌浮选通过一段粗选两段扫选,锌粗精矿再磨至-0.037 mm 85%精选四段,获得锌精矿锌品位49.53%,锌回收率81.21%;锌浮选尾矿磁选回收铁,通过一段粗选一段精选,获得铁精矿铁品位65.55%,铁回收率84.71%。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

河北某难选锌铁矿石选矿试验

河北某锌铁矿石可回收利用的金属元素主要为Zn、Fe,并伴生可综合回收的Ag、Cd,但矿石性质复杂,主要有用矿物闪锌矿和磁铁矿嵌布粒度细,与脉石矿物解离困难,属较难选锌铁矿石。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:在-0.074 mm占85%的磨矿细度和-0.038 mm占70%的粗精矿再磨细度下,以石灰为调整剂、硫酸铜为活化剂、丁黄药为捕收剂、原矿经1粗2扫4精闭路浮选,可获得锌品位为49.15%、锌回收率为91.01%的锌精矿,Ag、Cd富集于锌精矿中,品位分别为162 g/t、0.25%,回收率分别为58.12%、92.58%;浮选尾矿经弱磁粗选—粗精矿再磨至-0.043 mm占82%后2次弱磁精选,可得到铁品位为63.18%、铁回收率为56.09%的铁精矿。     

大陆槽难选稀土矿选矿试验研究

四川省德昌县大陆槽稀土矿主要稀土矿物为氟碳铈矿,其嵌布粒度细,与其他矿物嵌布关系复杂;萤石、重晶石、锶钡硫酸盐矿物等伴生矿物含量高,矿石泥化现象严重,造成稀土矿物难以回收利用。针对目的矿物的分布情况和矿石性质,确定了浮—磁联合的工艺流程,重点考察了脱泥、磨矿细度、浮选捕收剂、抑制剂、起泡剂等条件试验,最终确定了预先脱泥,磨矿细度-0.074 mm占65%,采用水玻璃为抑制剂,新型捕收剂103为捕收剂,SL-301为起泡剂的“预先脱泥—两粗—三扫—三精—精扫选”闭路试验流程,获得品位30.38%、回收率73.74%的浮选精矿和品位11.93%,回收率13.41%的浮选次精矿;浮选精矿通过磁场强度为1.19×103 kA/m的“一粗一扫”强磁作业后,获得品位61.11%、回收率60.09%的最终稀土精矿,浮选次精矿经场强1.19×103 kA/m的强磁产出的粗精矿和浮选精矿经强磁产出的中矿混合再次经过1.19×103 kA/m强磁作业后产出品位56.03%、回收率3.87%的稀土磁选次精矿,磁选产出的精矿和次精矿总回收率达63.96%。     

河南某铁铜矿石优先浮铜尾矿弱磁选铁试验

河南某铁铜矿石结构构造及矿物组成均较简单,有用矿物磁铁矿和黄铜矿的粒度均较粗。为了确定2粗3精2扫闭路优先浮铜尾矿弱磁选选铁的合理工艺流程,开展了直接1粗1精弱磁选、弱磁粗选精矿磨矿后弱磁精选、先磨矿后1粗1精弱磁选3种工艺选铁试验。结果表明,弱磁粗选精矿磨矿后弱磁精选工艺效果最佳,在再磨细度为-0.074 mm 90%、弱磁粗选和弱磁精选磁场强度分别为95.54 kA/m和67.58 kA/m情况下,可获得铁品位65.50%、回收率53.53%的铁精矿。     

甘肃大滩某低品位钛铁矿石选矿试验

甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛,TFe品位为12.07%,TiO₂含量为5.56%,有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中,分布率为81.82%,是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案,对其进行了磁选-浮选试验研究。结果表明,原矿磨细至-0.074 mm占38%,在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下,经1粗1精磁选可以获得TiO₂品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿,磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO₂品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿,对原矿回收率为67.63%,可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。     

海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

承德地区某钒钛磁铁矿选铁尾矿回收铁、钛试验

以承德地区某钒钛磁铁矿选铁尾矿为研究对象,进行了铁、钛的回收试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占55%条件下,经过磁场强度为100 kA/m的一段弱磁选、两段磁选柱精选,可以获得TFe品位为60.33%、回收率为3.70%的铁精矿;选铁尾矿经“一段中磁预富集—中磁精矿再磨—二段中磁预富集”后得到的磁选钛精矿经过1粗2扫3精的浮选闭路试验,可以获得TiO2品位为41.02%、回收率为36.10%的钛精矿。