某镍尾矿综合回收铁选矿试验

研究某镍尾矿选矿回收铁的过程。结果表明,该镍尾矿经磁选—铁粗精矿再磨—磁选及铁精矿浮选降硫工艺处理后,可得产率3.03%、总铁品位65.20%、总铁回收率19.79%、含硫0.26%的合格铁精矿及硫品位22.50%的硫精矿。     

某铁尾矿再回收铁矿物试验研究

对某TFe品位为18.57%的铁尾矿进行了再回收试验研究。通过预富集、弱磁选可获得铁品位66.09%、回收率26.08%的弱磁选精矿;对弱磁选尾矿进行强磁选-阴离子反浮选可获得铁品位54.29%、回收率37.29%的反浮选精矿。对反浮选产品进行分析可知, 铁闪石无选择性分配是造成反浮选作业选别效率低的主要原因。     

磁浮混合铁尾矿选矿试验研究

将某选厂的磁选尾矿和反浮选尾矿按实际生产的产率比例混合后,进行铁矿物的回收试验。利用不同矿物间的相互载体作用进行反浮选,采用Slon-100周期式脉动高梯度磁选机进行抛尾,极大地提高了分选指标。采用两段磨矿,两段强磁选,两段弱磁选,反浮选工艺,试验最终得到产率7.54%,品位65.35%,回收率25.57%的铁精矿,以及产率8.69%,铁品位29.30%,回收率13.43%的中矿,最终尾矿品位为13.68%,与实际生产相比,精矿产率提高2.74%,回收率提高6.50%。     

从白云鄂博尾矿中回收铁的选矿试验

白云鄂博尾矿铁品位为25.71%,铁主要以磁铁矿、赤铁矿和硅酸盐形式存在。试样粒度较细,-0.023 mm粒级产率为56.03%、铁品位达到34.11%、铁分布率高达70.26%,而+0.025 mm粒级铁品位低于16%、铁分布率不足15%。为给该尾矿中铁的回收提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:试样经1粗1精弱磁选,获得了铁品位为64.10%、回收率为16.48%的弱磁选精矿;弱磁选尾矿经1粗1精高梯度强磁选,获得了铁品位为47.04%的强磁选精矿;强磁选精矿磨细至-0.023 mm占90%,以硫酸为调整剂、乳酸为抑制剂、W201为捕收剂经1粗2精1扫正浮选,正浮选精矿与弱磁精矿合并后为最终精矿,其铁品位为64.45%、回收率为58.47%。试验取得了较好的分选指标,可以为白云鄂博尾矿中铁资源的综合回收提供技术参考。     

安徽某铁尾矿中铜硫的选矿回收研究

针对安徽某铁矿磁选尾矿中铜矿物粗细不均,次生硫化铜含量较高,且部分黄铜矿被黄铁矿包裹等特点,在原铜硫混浮-铜硫分离工艺前进行了增设快速浮铜工艺环节的研究,并对混精再磨、分离工艺进行了优化研究。采用试验确定的半优先浮铜闭路试验流程处理该试样,可获得铜品位21.48%、回收率达82.85%的铜精矿,以及硫品位为48.34%、回收率为84.43%的硫精矿,试验铜回收率较生产平均铜回收率高10个百分点以上。     

从铁尾矿中回收磷的浮选试验研究

针对河北地区某铁选厂尾矿进行回收磷的浮选试验研究。原矿中P2O5含量为2.11%,-0.074 mm产率为8.94%。当磨矿细度为-0.074 mm占54.71%时,经过强磁选预先降钛,强磁尾矿在p H值为8,水玻璃用量800 g/t,aw-01用量1000 g/t,矿浆质量分数25%的条件下,经过1次粗选、3次精选的开路浮选试验对磷矿物进行回收,最终得到磷精矿品位为35.44%,回收率为84.03%。浮选尾矿中磷含量降低至0.28%。     

湖南某铁矿弱磁选尾矿再回收铁试验研究

湖南某铁矿受选矿工艺条件等因素限制,尾矿铁品位为18%~22%,赤铁矿部分未能得到有效回收。结合弱磁选尾矿的工艺矿物学性质进行研究,采用强磁选预先抛尾—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺流程,获得铁精矿品位为62.09%,回收率为41.11%。该工艺流程结构合理、药剂环保、技术可行、经济合理,可获得微细粒高质量铁精矿,适合作为生产球团矿的原料。     

河北某铁尾矿选磷试验

河北某选铁厂弱磁选尾矿中的含磷矿物主要为磷灰石,磷灰石矿物在细粒级和微细粒级中有明显的富集现象,且单体解离情况较好,具有综合回收价值。为了提高资源的综合利用率,降低磷矿物外排对环境造成的潜在威胁,对现场铁尾矿试样进行了浮选选磷试验。结果表明,试样磨至-0074 mm占48%后,经1粗2扫4精、中矿顺序返回流程处理,最终获得了P2O5 品位为3465%,回收率为8883%的磷精矿。     

某铁尾矿综合回收试验研究

某铁尾矿中主要可回收元素为Au、Ag、Fe,含量分别为0.52 g/t、2.35 g/t、9.39％,有害元素As含量为0.23％,金属硫化物以黄铁矿和毒砂为主,铁以磁铁矿为主,金主要以自然金、银金矿的形式存在.为高效回收其中的有价金属进行了选矿试验.结果表明:①在磨矿细度为-0.074 mm占75％的情况下,采用1粗...     

某碲尾矿中回收硫的选矿工艺研究

某碲尾矿硫含量较高,矿物组成复杂且含硫矿物被石灰及亚硫酸钠抑制,属较难回收矿物。试验在工艺矿物学研究的基础上,进行了单一浮选与磁选—浮选联合选矿流程的工艺流程对比试验,试验结果表明,增加磁选流程对改善硫铁矿的选矿指标作用不大。通过对不同药剂种类及用量试验,确定了最佳的药剂制度。经一次粗选、两次扫选、一次精选的浮选流程,最终获得了硫精矿品位40.39%,回收率90.69%的良好指标。     

峨口铁矿尾矿中碳酸铁的回收

为了综合回收峨口铁矿现有选矿工艺无法回收的碳酸铁资源，根据矿石工艺矿物学特性及尾矿性质，采用预选－－浮选原则工艺，对从选矿厂综合尾矿中回收碳酸铁进行了大量的试验研究。     

矾山磷矿尾矿回收铁试验研究

介绍了矾山磷矿磁选尾矿的矿物组成、铁的赋存状态、矿物嵌布特征以及用重选、重磁联合流程、磁选分别对其进行回收铁的试验研究情况。用磁选法粗选并进行粗精矿再磨再选，可获得含铁64．19％、回收率5．63％的铁精矿。     

某铁矿尾矿综合回收工艺研究

对某含铁21.77%、铜0.20%、硫1.03%的尾矿砂的化学成分及主要矿物物相进行了分析,并针对性地制定了铁、铜、硫回收试验的弱磁-强磁-还原焙烧-弱磁-铜硫混浮-铜硫分离原则流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,获得了产率20.39%、铁品位61.62%、回收率57.71%的铁精矿,铜品位14.57%、回收率3.21%的铜精矿,硫品位38.21%、回收率10.95%的硫精矿。得出铁矿物回收经济效益显著、铜硫矿物回收效益不理想的结论。     

从湖南某铅锌尾砂中回收萤石的选矿试验

湖南某铅锌矿尾砂CaF₂含量为18.58%,杂质成分主要为高梯度SiO₂、CaCO₃等。为给从该尾砂中回收萤石提供依据,进行了选矿试验。结果表明：采用CDG100 mm×100 mm周期式脉动高梯度强磁选机预先除铁,非磁性产品以Na₂CO₃为调整剂、Na₂S和水玻璃为抑制剂、酸化水玻璃（硫酸与水玻璃配比为2∶1）为精选抑制剂、Z-202为捕收剂,经1粗7精1扫闭路浮选,可获得CaF₂品位为94.76%、回收率为53.83%的萤石精矿。试验结果可以为含萤石类铅锌尾砂的综合利用提供参考。     

从弱磁选尾矿中回收铁的工艺探讨

分析了回收半氧化铁矿石弱磁选尾矿中的铁矿物的工艺流程 ,通过技术经济的比较 ,提出了合理的选别工艺 ,达到了回收铁矿物的目的。     

某浮磷尾矿综合回收钛铁矿试验研究

针对某浮磷尾矿的性质特点,确定采用"弱磁除铁—强磁预选—钛浮选"综合回收工艺流程。结果表明:物料经过Slon-750型脉动高梯度强磁机两段预选,达到钛浮选入选品位要求;采用EM121作为钛铁矿的捕收剂,经过一粗一扫四精,可以得到钛精矿TiO2品位为45.97%、回收率为51.50%的技术指标。     

梅山铁矿铁精矿降硅选矿试验

为了给梅山铁矿选矿厂降低铁精矿硅含量提供技术支持,在查明现场铁精矿SiO₂含量高的原因基础上,采用4种方案进行了从现场浮硫尾矿获取SiO₂含量＜4%的铁精矿的选矿试验。结果表明,方案1（在现场选铁流程基础上增加弱磁精选并在高梯度磁选时采用低场强）、方案3（弱磁选-高梯度磁选-细筛分级-筛上再磨再选）和方案4（弱磁选-高梯度磁选-弱酸性正浮选）均可获得SiO₂含量＜4%的铁精矿,但方案1精矿铁品位相对较高而铁回收率相对较低,方案3和方案4则铁回收率相对较高而精矿铁品位相对较低。因此,究竟采用哪种方案,还应通过进一步的扩大试验乃至工业试验予以确定。     

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。     

湖北某钨尾矿中萤石的分选试验

湖北某浮钨尾矿-0.074 mm占86.39%、萤石含量为22.35%,萤石与石榴子石、石英等主要脉石矿物解离不充分。为高效回收该尾矿中的萤石资源,根据试样的性质,采用高梯度强磁选-浮选流程进行了萤石选矿试验。结果表明：在背景磁感应强度为1.2 T情况下的高梯度强磁选可抛出产率为13.06%、萤石含量为7.10%的磁性杂质,非磁性产品的萤石含量为24.64%;非磁性产品经1粗2扫7精浮选流程处理（浮选粗精矿细磨至-0.038 mm占77.64%后再进行精选）,可获得萤石含量为96.48%、回收率为69.54%的萤石精矿。因此,磁浮联合流程是试样中萤石的简洁、高效回收流程。