某铁选厂的尾矿品位偏高，造成铁矿资源的严重浪费，为了有效解决这一问题进一步降低尾矿品位，该铁选厂对其尾矿进行了选矿试验研究，最终有效的降低了尾矿品位。
一、尾矿性质分析
1、多元素分析
该矿样全铁品位为10.39%,不溶铁含量为3.83%，还含有一定比例的钒、钛。尾矿中可回收的元素为铁，有害杂质Si02、P较高,S较低。
2、粒度筛析
为了解尾矿中金属分布的情况，对尾矿样进行了粒度筛析。结果可知，尾矿中-0.074mm占8.0%,粒度较粗。金属主要分布在+0.28mm粒级部分，其次是-0.28mm+0.15mm粒级。粒级品位随粒级变细变化不大。
3、物相分析
为了解尾矿中铁的赋存形式，磁性铁含量的高低，分析造成金属铁损失的原因，对尾矿进行了物相分析、各粒级磁性铁损失分析。结果表明,尾矿中的金属铁主要由赤（褐）铁和硅酸铁组成，赤（褐）铁占全铁比例最高，达到61.55%,其次是硅酸铁,达到25.44%,这两部分铁用目前的磁选机弱磁选工艺难以回收；磁性铁的品位为0.75%，占全铁比例为7.07%，这部分铁可用弱磁选工艺回收，也是理论上尾矿品位最大的降低幅度。磁性铁损失主要集中在粗粒级+0.28mm部分，这部分粒级中磁性铁损失率为4.31%，占尾矿中磁性铁含量的77.94%。其次是-0.15-+0.074mm粒级，占尾矿中磁性铁含量的10.67%。
二、尾矿可选性试验研究
1、尾矿磁选机试验
针对尾矿品位较高的问题,探索进一步降低尾品的可行性,对尾矿进行了磁场强度为238.8kA/m的粗选试验,同时为了解粗精矿再磨再选后可能达到的技术指标,对粗精矿进行了不同磨矿粒度的磁选试验。试验结果结果看,经过一粗一精选别后可获得品位59.48%、产率为0.63%的精矿(磨矿粒度-0.074mm92%)；尾矿品位降低幅度为0.32%(-0.074mm82%)、0.29%(-0.074mm92%),降低幅度不大,主要原因是占大部分的赤（褐）铁、硅酸铁等铁矿物用目前的弱磁选工艺难以回收；精矿品位随磨矿粒度的变细而升高，最高为59.84%。
2、产品分析
为检验可选性中各选别作业的磁性铁损失情况，对各选别作业中的尾矿进行了物相分析和磁选法分析。从数据结果看，经过再磨再选尾矿中磁性铁含量由回收前的5.53%降到了回收后的2.64%(3000K-82%)、2.73%(3000K-92%)。有50%左右的磁性铁得到了回收。
3、尾矿产品粒度筛析
为检査选别作业对各粒级尾矿的回收情况及各粒级金属的分布情况，分别对粗选尾矿、精选尾矿、最终精矿进行了粒度筛析。从表9的数据结果看，粗选尾矿中各粒级品位差别不大，与粗选前一致。
三、尾矿磁选粒度试验
由于尾矿中磁性铁主要分布在+0.28mm粗粒级部分。根据考査一次磁选尾矿产率占总尾矿的80%以上,因此生产中加强工艺调整，控制一磁尾矿品位是降低综合尾矿品位的关健,即金属损失主要在一磁尾矿中。为此对一次磁选的给矿粒度进行了条件试验。条件试验的原则是符合生产实际，保证最终精矿品位和粒度达到工艺标准要求,最大限度降低尾矿品位,实现金属回收最大化。
1、一次磁选给矿粒度试验
磁场强度取199kA/m(与生产现场一致）。试验结果看,一次磁选尾矿品位随磨矿粒度的变细呈“V”字形变化。磨矿粒度-0.074mm占35%时，尾矿品位最低(9.70%)，金属回收率达到53.26%。磨矿粒度-0.074mm低于35%时,因单体解离不充分，连生体较多，不利于磁选作业，故尾矿品位随磨矿粒度的变粗而升高；磨矿粒度-0.074mm高于35%时，选别不够充分,尾矿品位也随磨矿粒度的变细而升高。因此，一次磁选的最佳给矿粒度为-0.074mm35%。
2、粗粒级再选试验
四、模拟流程试验
综上此次尾矿可选性试验研究最终获得了非常好的选矿技术指标，有效降低了尾矿品位，提高了精矿回收率，为该企业带来了可观的经济效益。