细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究

某细粒难选钨矿石原矿WO_(3)品位为1.56%,矿石中钨矿物主要为黑钨矿,黑钨矿以细粒嵌布为主,采用重选工艺回收钨资源困难。为实现黑钨矿高效回收,提高资源利用率,研究采用磁浮联合选矿工艺回收黑钨矿。结果表明:采用强磁选预先抛尾—强磁选粗精矿浮选脱硫—脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁—除铁钨精矿强磁选精选工艺可获得高品质钨精矿。全流程试验获得WO_(3)品位61.48%、含硫0.04%、含铁6.72%,WO_(3)回收率85.74%的钨精矿;获得铁品位为64.97%、含硫0.05%,铁回收率60.64%的铁精矿。

伊朗隐晶质菱镁矿磁浮联合选矿试验研究

试验针对伊朗隐晶质菱镁矿复杂的矿石性质 ,设计了合理的流程结构及强化工艺措施 :即矿石一段磨矿至 -0 0 74mm占75 %,经两次强磁除铁 ,两次反浮脱硅和一粗三精钙镁分离优先浮选菱镁矿的磁浮联合选别流程 ,可获得较理想的指标。

某铬铁矿磁浮联合回收实验研究

本文针对某铬铁矿,采用磁选和浮选联合工艺来回收铬铁矿,以提高Cr2O3精矿产量。由于矿样中含有磁铁矿,先利用弱磁选将矿样中的强磁性矿物脱除,回收磁铁矿;再对弱磁选尾矿进行湿式强磁场磁选实验,获得铬精矿Cr2O3品位42.37%,回收率81.34%。为了提高铬精矿的综合回收指标,对强磁场磁选尾矿进行再磨再选实验,采用一粗两精一扫闭路浮选流程,获得铬精矿Cr2O3品位35.86%,回收率70.12%。

磁浮联合工艺在尾矿中回收萤石的工业化应用

内蒙古某多金属矿尾矿中的萤石具有回收价值,但该尾矿的矿物组成极其复杂,弱磁性脉石含量高。在萤石浮选前采用强磁选预先抛尾工艺除去该尾矿中的弱磁性矿物,磁性产品进入尾矿,非磁产品浓缩后作为萤石浮选给矿。采用强磁抛尾+浓缩换水+萤石浮选的磁浮联合工艺,生产中可得到萤石品位为97.58%,回收率为59.61%的萤石精矿。该工艺可获得良好的指标,应用前景十分广阔。

磁浮力场中矿物浮选机理研究

利用X．P．S测定、药剂在矿物表面的吸附量测定，磁浮联合力场中浮选的泡沫特性和浮选动力学研究，讨论了磁浮联合力场中提高矿物浮选效率的机理．结果表明，磁浮联合力场能促进药剂在矿表的吸附，增加矿表疏水性成份的转化，改善泡沫特性，提高浮选速度．

攀枝花铁精矿特性及提铁降杂试验研究

攀枝花铁精矿中硫含量较高,硅、铝、钙、镁等杂质成分也有一定的去除空间,经细磨-磁选-浮选试验研究,获得了TFe品位56.60%,硫含量0.32%,总回收率95.20%的良好试验效果。原料与产品的成分分析表明,提铁降杂效果较为明显,与工艺矿物学研究结果相符。

铅锌浮选尾矿回收铁试验研究

某铅锌浮选尾矿含铁17.74%,其中磁铁矿和赤褐铁矿中铁分别占总铁的18.73%和59.58%。依据尾矿性质,采用"弱磁—强磁—强磁粗精矿再磨精选—浮选脱硫"联合工艺流程,最终得到了铁品位64.35%、含硫0.19%、回收率为65.68%的铁精矿。

河南某地钠长石矿选矿增白试验研究

针对河南某钠长石矿中的方解石、含钛矿物和云母等杂质矿物,采用磨矿-脱泥-磁选-浮选联合流程对其进行了选矿增白试验研究,得到了精矿白度为66.09%,Na2O含量为9.03%,Fe2O3含量低至0.05%,TiO2含量降低至低于X射线荧光光谱仪检出限,产率为67.08%的长石精矿,此钠长石可达到日用陶瓷一级品标准。XRD分析可知影响长石精矿白度的含钛矿物为钙钛矿。

河北某铁锌矿石选矿试验研究

在试验室条件下对某铁锌矿进行了详细的试验研究,并获得了较好的选矿指标。选矿试验指标为:铁精矿品位67.59%,回收率为61.20%;锌精矿品位28.73%,回收率为61.23%。

河北某地石榴石蓝晶石片(麻)岩的选矿试验研究

本文以河北某地的石榴石蓝晶石片(麻)岩为原矿,在一系列单条件试验的基础上,通过磁浮联合流程,最终制得耐火度>1790℃,达到GB/T7322-2007指标,化学成分满足GB/T6900-2006要求的蓝晶石精矿,为该类蓝晶石矿的选矿开发利用提供了基础参考数据。

铁磁性物料综合力场分选方法与设备的研究及进展

介绍了铁磁性物料的综合力场分选方法及设备，重点阐述了磁团聚重选与磁浮联合选矿的方法、分选原理及设备结构等。

某石煤型钒矿选矿新工艺研究

针对江西某石煤型钒矿中的钒主要赋存于钒云母、含钒云母及褐铁矿中,且部分含钒矿物具有弱磁性的特点,采用磁-浮联合工艺,浮选中使用高效抑制剂抑制GZS及胺类捕收剂TAN回收钒.在给矿钒品位为0.86%的条件下,获得钒品位1.41%、回收率84.01%的钒精矿,为冶金提钒预先抛弃了50.80%的脉石矿物,大大降低了生产成本,有效地提高了钒资源的利用率.

某选铁尾矿回收铁的选矿工艺研究

某选铁尾矿含铁28.04%,该尾矿主要是选铁洗矿过程中的溢流部分,其粒度非常细。针对该尾矿特点,进行回收铁的试验研究。通过多方案的对比,最终采用矿浆分散-磁选-浮选的联合试验流程,其闭路试验可得到含铁58.77%的铁精矿,铁回收率68.58%,使该尾矿资源得以综合利用,提高了企业的经济和社会效益。

国外某铁金钴矿选矿试验研究

国外某铁矿富含金和钴,主要有价矿物为磁铁矿,其次是自然金和钴矿,根据矿石性质,综合对比了"磁-浮"与"磁-重"两种流程,最终,采用"磁-重"联合流程,在原矿含铁49.89%,含钴0.047%,含金0.82g/t的情况下,获得产率69.98%,铁品位67.63%,回收率93.81%的铁精矿;产率0.25%,钴品位10.22%,回收率56.51%,金品位197.57g/t,回收率57.21%的含金钴精矿。

某黑钨细泥回收试验研究

为了提高江西某黑钨矿的综合回收率,对跳汰和摇床分选后的钨细泥采用重浮联合流程和磁浮联合流程进行对比试验。结果显示采用重浮联合流程可获得WO3品位45.68%、回收率60.12%的黑钨精矿,采用磁浮联合可以得到WO3品位51.32%、回收率80.36%的黑钨精矿。采用磁浮联合流程获得的黑钨精矿WO3品位和回收率均优于采用重浮联合流程时指标,并且采用磁浮联合流程时所需的浮选药剂用量少。因此,确定采用磁浮联合流程回收该黑钨细泥。

钛铁矿选别工艺进展

随着资源的开发利用以及矿山的深度开采,矿石中有用组分越来越少,有用矿物的粒级越来越细,分选难度越来越大,钛铁矿的选别工艺亦是如此。近年来,许多学者采取重选法、磁选法、浮选法、重选-磁选联合、磁选-浮选联合、重选-磁选浮联合及浸出法等多种选别方法对钛铁矿进行选别。主要概述了上述一些方法的优缺点,以供之后的研究参考。

综合回收某低品位磷铁矿石中磷和铁的试验研究

辽宁某低品位磷铁矿石中可回收元素为铁和磷,铁品位8.69%、磷品位2.79%,铁和磷主要以磁铁矿和磷灰石形式存在。试验采用磁浮联合流程,磁选为一粗一精、浮选为一粗一扫三精正浮选流程,在磨矿细度为-0.074mm占70%,磁场强度12kA/m,碳酸钠为pH值调整剂,调pH至7.5,水玻璃用量1500g/t,捕收剂改性氧化石蜡皂用量1000g/t的条件下,获得铁精矿铁品位为66.97%、铁回收率为67.28%,磷精矿磷品位为35.97%、磷回收率为79.03%的选矿试验指标。

某钾长石矿除铁提纯试验研究

某钾长石矿有害杂质Fe_2O_3含量为0.47%,严重影响其在陶瓷等行业中的应用。以该钾长石矿为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上采用"磁选-反浮选"的联合选矿工艺进行除铁试验研究。结果表明,该工艺最终可获得产率为72.62%,Fe_2O_3含量为0.087%的钾长石精矿,显著降低了Fe_2O_3含量,除铁效果较理想。

某高砷含铋硫精矿的浮选分离试验

某高砷含铋硫精矿铋、硫、砷含量分别为0.67%、34.52%和3.97%,主要含硫矿物磁黄铁矿含量达85.92%,主要含砷矿物毒砂含量为8.83%,自然铋和辉铋矿含量分别为0.54%和0.15%;试样中的主要有用矿物单体解离度不高,其中铋矿物的解离度仅为53.22%,与磁黄铁矿等硫化物连生的铋占38.57%,还有8.21%的铋与脉石等其他矿物连生。为实现该高砷含铋硫精矿的高效综合利用,进行了选矿试验研究。研究表明:试样采用1次弱磁选+1次强磁选选硫,以石灰+SP组合抑制砷、硝酸铅活化铋、BIC为铋浮选捕收剂,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程分离铋、砷,最终获得了硫品位为32.67%、含砷0.46%、硫回收率为77.28%的硫精矿,铋品位为50.19%、铋回收率为80.33%、含砷仅为0.45%的铋精矿,以及砷品位为20.78%、砷回收率为90.49%的砷精矿,取得了良好的硫、铋、砷分离效果,实现了该高砷含铋硫精矿的高效综合回收利用。试验采用弱磁选+强磁选的联合流程高效脱除磁性差异较大的磁黄铁矿,大大减少了铋、砷浮选分离的矿量,降低了磁黄铁矿对后续浮选的影响。

简化齐大山选矿厂浮选车间工艺流程的试验研究

齐大山选矿厂采用阶段磨矿 -粗细分级 -重磁浮联合工艺流程 ,细粒部分存在流程较长 ,技术指标不理想的问题。为此 ,选厂采用DGYC - 180 0 -Ⅳ型多元高梯度永磁强磁选机进行了简化流程的工业试验 ,结果表明 :技术上可行 ,若全部推广 ,每年可创效益 796 5