某硫酸渣选铁尾矿提铁选矿工艺试验

针对品位为57.10%的硫酸渣原渣经过螺旋溜槽重选得到铁品位超过62%的铁精矿后,尾矿铁品位仍较高且铁回收率只有47.95%的问题,开展了对硫酸渣重选尾矿采用离心选矿机重选、磁选—浮选和脱泥—浮选,3种方案进一步回收铁的试验研究。试验结果表明:采用脱泥—浮选方案效果最佳,尾矿提铁可获得铁品位为59.97%,铁回收率为42.65%的铁精矿,从而使硫酸渣综合精矿品位达到了61.52%,综合铁回收率达到了70.15%。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

四川某铁尾矿中铁和硫的综合回收选矿试验

四川某铁矿磁选尾矿中含有一定量的铁矿物和硫矿物可以综合回收。根据该尾矿的矿石性质,采用筛分分级--0.5 mm重选预富集-重选粗精矿浮选选硫-浮选尾矿磁选选铁的工艺流程进行选矿试验,获得了硫精矿、强磁性铁精矿和弱磁性铁精矿3种产品。硫精矿硫品位和硫回收率分别为39.66%和82.54%,强磁性铁精矿铁品位和铁回收率分别为62.28%和32.59%%,弱磁性铁精矿分别为51.87%和5.36%。     

某贫赤铁矿尾矿再选粗精矿提质试验

为提高某贫赤铁矿尾矿以重选方法再选得到的铁品位为54.49%的粗精矿的质量,采用磁选、重选、浮选3种方法对该粗精矿进行了选别提质试验,确定了阶段磨矿-弱磁-强磁-反浮选工艺,试验最终获得了综合精矿铁品位为64.16%、精矿产率为75.04%、金属回收率为88.35%的较好选别指标,为该尾矿的资源化利用提供了可靠的技术依据。     

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。     

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。     

齐大山铁矿选矿工艺优化研究

齐大山铁矿矿石铁品位为31.56%,其中FeO含量为6.59%,主要铁矿物为赤铁矿和磁铁矿,原采用阶段磨矿-粗细分级-重选-磁选-阴离子反浮选工艺,对微细粒铁矿物回收效果差。为改善细粒铁矿物的回收效果,提高选厂经济效益,对齐大山铁矿石开展了选矿工艺优化研究。结果表明：当一段磨矿细度为-0.074 mm占65%,二段磨矿细度为-0.074 mm占90%时,采用阶段磨矿-粗细分级-阶段重选-磁选-阴离子反浮选流程处理矿石,可以获得铁品位和回收率分别为66.80%和82.90%的综合精矿,其中重选精矿占比高达70.21%,弱磁选精矿占比为7.57%。一段螺旋溜槽粗选尾矿直接给入磁选-反浮选,能有效避免微细粒级铁矿物的损失;降低旋流器分级作业沉砂粒度,增加重选作业处理量;增加弱磁精选作业,直接产出最终精矿等措施,对降低浮选作业药剂用量和最终选矿成本具有重要意义。试验成果对实现鞍山式铁矿石的高效分选具有指导意义。     

云南某微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺研究

云南某赤铁矿矿石中铁矿物嵌布粒度微细,生产上采用磁选、重选工艺,只能获得铁品位为57%左右的铁精矿,不能满足铁精矿品位大于62%的球团生产要求。为此,对该矿石进行了提高精矿品位的选矿试验。试验采用阶段磨矿-阶段强磁选-反浮选联合工艺流程,在-0.038 mm占86%的最终磨矿细度下,获得了铁品位为62.20%,铁回收率为56.36%的铁精矿。     

司家营铁矿浮选尾矿再选试验

根据司家营铁矿两座选矿厂的浮选尾矿的性质差异,采用不同的工艺流程分别对它们进行了再选试验。结果表明：一选厂的浮选尾矿通过磨矿-中磁选-反浮选工艺再选,可以获得到产率为14.15%、铁品位为66.05%、铁回收率为52.21%的铁精矿;二选厂的浮选尾矿通过分级-磨矿-高梯度强磁选-离心机重选工艺再选,可以获得产率为12.64%、铁品位为63.53%、铁回收率为39.34%的铁精矿。试验结果为企业提高资源利用率、增加经济效益提供了科学依据。     

用重选—磁选—反浮选法回收鞍山某尾矿中的铁

为了回收鞍山某浮选尾矿中的铁,进行了详细的工艺矿物学研究和回收工艺研究。结果表明,齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿的品位为19.51%;其中的铁矿物以赤（褐）铁矿和磁铁矿为主,脉石矿物以石英矿为主。最终确定采用螺旋溜槽重选—磁选—反浮选流程,获得的分选技术指标为:最终精矿铁品位为63.50%、产率为15.99%、铁回收率为52.07%。试验研究结果为后期该尾矿资源回收铁提供了技术支撑。      

悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用

弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后（磨矿细度-0.074 mm 85%）再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。      

某铜锌硫化矿浮选尾矿中锡石综合利用研究

某铜锌硫化矿浮选尾矿含有较高价值的锡元素，其锡石嵌布粒度不均匀，为综合回收利用锡资源，采用重浮选联合工艺，通过分级重选得到了锡品位2064%，锡回收率6005%的锡精矿；对重选中矿与极细粒级的矿石进行了浮选试验研究，在合适的再磨细度下，通过物理化学联合脱泥浮选得到了锡品位139%、锡回收率536%的锡富中矿，重浮联合工艺最终回收了该尾矿中6541%的锡，为锡资源的综合利用提供了借鉴。     

从低品位铀多金属矿中综合回收铅和铁技术研究

华阳川铀多金属矿中有价金属品位均较低,通过选矿大幅度提高铀品位并综合回收伴生金属,方可使该矿床具备开发价值。针对矿石中伴生的铅和铁,开展了综合回收选矿试验研究,首先通过重选将各有价金属预富集在重选精矿中,然后采用铅硫混合浮选—铅硫分离工艺回收铅,通过添加铀矿物抑制剂、强磁脱铀等方式降低铅精矿中铀含量,最后采用弱磁选从选铅尾矿中回收铁,通过多次精选提高铁品位、降低铀含量。最终获得的铅精矿中铅品位67.19%、铀含量0.004%;铁精中铁品位66.50%、铀含量0.004%,经检测铅精矿、铁精矿和重选尾矿中的放射性均达标,铅精矿和铁精矿可以直接出售,重选尾矿可以按照普通尾矿处置。     

复杂微细粒镜铁矿强磁—脱泥—反浮选试验研究

针对某复杂微细粒镜铁矿进行了强磁、重选、浮选等多种选矿工艺方案对比试验,结果表明,采用强磁-脱泥-阴离子反浮选联合流程,可获得比较满意的选矿技术指标(铁精矿产率40.84%、品位60.63%、总回收率62.50%),对开发类似复杂难选镜铁矿具有一定的参考、借鉴作用。      

云锡某尾矿重选精矿再选试验

对云锡公司某尾矿库库内含锡尾砂离心重选产物的粒度组成,锡矿物的分布特点、物相、解离等情况进行了分析,重点对试样进行了再选试验。结果表明,重选产物经强磁脱铁、沉降脱泥、2粗1精1扫正浮选、1粗1精1扫反浮选、中矿顺序返回的闭路流程处理,可获得锡品位为4.28%、回收率为46.71%的锡石精矿,以及铁品位为36.79%、回收率为77.78%的铁磁性中间产物。     

枣阳大阜山原生金红石矿脱泥试验研究

对枣阳大阜山原生金红石矿进行了选矿试验研究,为有效减少矿泥和脉石对浮选影响,分别采用了单一摇床重选、重磁联合、沉降和反浮选工艺进行脱泥抛尾,脱泥之后再进行金红石浮选。试验结果表明,在浮选前进行脱泥作业能够显著提高浮选指标,反浮选脱泥抛尾工艺效果更好,一次性抛弃尾矿产率为10.85%,金红石损失率为7.08%,反浮选脱泥后再进行正浮选,采用C5-9羟肟酸作为捕收剂,经过一次粗选,精矿品位达21.12%,回收率达75.08%。     

SLon型磁选机在齐大山选矿厂的应用

SLon立环脉动高梯度磁选机是新一代高效强磁选设备，具有富集比大，选矿效率高，磁介质不易堵塞，设备工作稳定的优点，2001年鞍钢齐大山选矿厂在重选-强磁-反浮选技改中采用该机控制细粒赤铁矿尾矿品位获得成功，全流程的选矿指标为：给矿品位30.15%，铁精矿品位67.00%，尾矿品位11.05%，铁回收率75.86%，选矿指标创厂历史新高。     

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