云南某难选金矿石重—浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金。试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85%的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/、t回收率32.65%的重砂;金品位42.07 g/、t回收率53.46%的浮选金精矿,总金回收率达86.11%。

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为2.83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。基于矿石中金的嵌布特征,开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.043 mm占87%、重力倍数为80 G、流态化水量为3 L/min的条件下进行尼尔森重选,可以获得金品位为35.44 g/t、金回收率为55.85%的重选金精矿和金品位为1.34 g/t的重选尾矿,对重选尾矿进行2粗2精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿。矿石经尼尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为87.24%、金品位为22.69 g/t,尾矿金品位为0.42 g/t的指标。研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金4.66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0.295~0.074 mm粒级的自然金产率高达59.82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占45%、重力倍数60 G、反冲洗水量5.5 L/min、给矿速度500 g/min、给矿量20 kg,该条件下重砂金的产率为0.0489%、金品位为4018.14 g/t、金回收率为42.07%。针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0.074 mm占65%,采用“1粗2精3扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为7.60%、金品位为32.43 g/t、金回收率为52.78%的浮选金精矿,金总回收率为94.85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0.097 mm粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。

含铀硼铁矿选铁尾矿中铀硼资源回收试验研究

辽宁翁泉沟地区含铀硼铁矿中铀、硼资源丰富,主要以晶质铀矿和硼镁石的形式存在,某选矿厂含铀硼铁矿选铁尾矿中U、B2O3品位分别为0.0133%、14.05%。为了提高该选铁尾矿中铀、硼资源的利用率,进行了矿物特征自动定量分析系统(AMICS)测试、化学分析、铀硼元素的平衡计算和粒度分析,探明了尾矿中的矿物存在形式、粒度分布、解离特性、元素分布等特征,根据试样性质,制定了“微细粒铀、硼矿物强化物理场预富集—摇床精选—重选尾矿浮选”的重—浮联合工艺分选流程。试验结果表明:通过优化离心分选、摇床分选、浮选的操作,获得了铀精矿中U品位0.1518%,U作业回收率60.16%,硼精矿中B_(2)O_(3)品位14.76%,B_(2)O_(3)作业回收率94.84%的分选指标;铀矿物主要分布在-74μm细粒级中,U分布率为77.13%,硼矿物主要分布在-38μm细粒级中,B2O3分布率为84.67%;和原工艺指标相比,选铁尾矿中U、B_(2)O_(3)回收率都得到提高,可为企业增加效益。该含铀硼铁矿选铁尾矿重—浮联合工艺可以有效回收微细粒铀、硼矿物,对其他微细粒矿物的回收具有借鉴意义。

某含铷花岗岩矿石中伴生钽铌锂的综合回收试验研究

伴生资源综合利用是绿色矿山建设、节约能源的重要举措。某地花岗岩型独立铷矿中伴生钽、铌、锂金属,为实现该铷矿的资源化利用,对钽、铌、锂进行了详细的综合回收试验研究。矿石中Ta_(2)O_(5)、Nb_(2)O_(5)、Li_(2)O品位分别为42.15 g/t、184.00 g/t和0.086%;钽铌赋存于铌铁矿中,锂主要赋存于铁锂云母中。确定采用磁选优先回收铌铁矿和铁锂云母—磁精矿重选回收钽铌—重选尾矿浮选回收锂的选矿工艺。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占61.81%的条件下,经弱磁选除铁—强磁选—两段摇床重选得到含11650 g/t Ta_(2)O_(5)、50400 g/t Nb_(2)O_(5)的钽铌精矿,钽、铌回收率分别为38.46%和38.11%,钽、铌富集比均超过270;以碳酸钠、水玻璃作为调整剂,氧化石蜡皂和十二胺作为阴阳离子组合捕收剂,对重选尾矿进行浮选富集铁锂云母,经1次粗选、1次精选、1次扫选获得Li_(2)O品位1.837%、回收率50.84%的铁锂云母精矿。该研究实现了该矿石中伴生钽铌锂的选矿回收富集,为该类矿石的工业利用提供了借鉴。