姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺流程改进探索试验

姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低（块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%）。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明：在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m）,强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m）-1粗1精阴离子反浮选（以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂）,获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。     

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集-磨矿-弱磁选-1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集-一段闭路磨矿-浓缩磁选-二段闭路磨矿-弱磁选抛尾-1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。     

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集—磨矿—弱磁选—1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集—一段闭路磨矿—浓缩磁选—二段闭路磨矿—弱磁选抛尾—1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。     

广西某宁乡式赤铁矿石选矿试验

广西某宁乡式鲕状赤铁矿石铁品位为42.64%,脉石矿物主要为石英、长石等,矿石鲕粒较细,需要细磨才能单体解离。为给该矿石开发利用提供依据,进行了选矿试验。焙烧—弱磁选、一段摇床重选、一段强磁选、选择性絮凝、1粗2精3扫浮选工艺对比试验表明,强磁选指标较优。采用三阶段磨矿—阶段选别的最佳强磁选工艺流程,能够得到铁品位53.29%、铁回收率85.67%的铁精矿。在磁选精矿磨矿细度为-0.037 mm,氢氧化钠用量为1 750 g/t(p H=9.5),三聚磷酸钠用量为700 g/t,木薯淀粉用量为1 000 g/t,可得到较好的絮凝效果。全流程试验可得到铁品位57.32%,铁回收率81.46%的最终铁精矿。     

东鞍山烧结厂浮选尾矿选铁试验

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为29.42%,主要杂质为SiO2,为回收其中的铁矿物进行了一系列试验。结果表明：浮选尾矿在磨矿细度为-0.025 mm占95%的情况下,进行了1粗1精磁选,得到铁品位为48.39%的磁选精矿;磁选精矿在矿浆pH=11.5、温度为40℃,淀粉用量为900g/t,CaO用量为1 100 g/t,TD-2粗选用量为500 g/t、精选用量为200 g/t情况下进行1粗2精2扫、中矿顺序返回流程反浮选,反浮选精矿TFe品位较试验原料提高了37.03个百分点,达66.45%,TFe回收率达39.29%,主要杂质SiO₂含量由42.56%降至2.35%,达到了理想的铁回收效果。     

新型捕收剂H-27A在李楼铁矿反浮选中的试验研究

李楼铁矿选矿厂采用强磁选-重选-阴离子反浮选联合流程,原阴离子反浮选作业存在浮选过程稳定性差,泡沫粘、浮选选择性差,尾矿品位高达23%,铁损失率大等问题。为解决这些问题,以新研制的捕收剂H-27A对现场浮选工艺流程进行了浮选试验。结果表明:在NaOH用量为1200g/t(pH=12)、淀粉用量为600g/t,CaO用量为300g/t,捕收剂H-27A用量为700+300g/t的条件下,采用一粗一精三扫流程工艺,获得了铁品位66.85%,铁回收率90.71%的铁精矿,浮选精矿品位和回收率分别提高了1.7和0.78个百分点,同时尾矿品位降低至18.38%,显著提高了选别指标。     

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     

关宝山铁矿石搅拌磨细磨—磁选—反浮选试验

鞍钢关宝山铁矿石属矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均的铁矿石,为实现矿石的高效利用,采用搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺对现场二段球磨给矿进行磨矿细度、药剂制度等工艺参数研究。结果表明,铁品位为45.90%的矿样在搅拌磨细磨至-0.043 mm占85%的情况下,采用1次弱磁选(磁场强度为100 k A/m)、1次强磁选(背景磁感应强度为0.7 T)、混磁精矿1粗1精3扫反浮选流程处理,反浮选中淀粉用量为685 g/t、氧化钙用量为1 000 g/t、RA715总用量为455 g/t(粗选为320 g/t、精选为135 g/t),获得了铁品位为66.23%、铁回收率为85.87%的铁精矿。     

云南某难选赤铁矿选矿试验

为给云南某难选赤铁矿的开发利用提供技术依据,在对矿石进行工艺矿物学性质研究的基础上,采用先正浮选再反浮选的流程进行选矿试验研究。试验结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 90%,正浮选分散剂Na₂CO₃用量为3 000 g/t、捕收剂（氧化石蜡皂与塔尔油用量比为1∶1）用量为700 g/t,反浮选抑制剂淀粉用量为1 200 g/t、活化剂CaO用量为1 200 g/t、捕收剂RA-715用量为400 g/t、NaOH调整pH值为11.5的情况下,采用1粗1扫的正浮选与1粗1精3扫的反浮、中矿顺序返回的联合流程,最终可获得铁品位为60.50%,铁回收率为80.95%的铁精矿。     

鞍山某铁矿石磁选—反浮选试验研究

鞍山某铁矿石铁品位为32.19%,铁主要以磁铁矿及赤铁矿形式存在,主要脉石矿物为石英。针对该矿石采用磁选—反浮选原则流程进行试验研究,以期确定合理的工艺参数,为该类矿石资源的高效开发利用提供技术支撑。结果表明:原料在磨矿细度-0.045 mm含量为85%,弱磁选磁场磁感应强度为0.1 T,强磁选背景磁感应强度为0.5 T的条件下得到混合磁选精矿;再采用1次粗选1次精选3次扫选反浮选工艺,反浮选中抑制剂淀粉用量为320 g/t、活化剂氧化钙用量为500 g/t、油酸类捕收剂总用量为135 g/t（粗选为90 g/t和精选为45 g/t）;获得了铁品位为69.97%、回收率80.64%的铁精矿。      

弓长岭铁浮选尾矿浮选柱再选实验

针对弓长岭赤铁矿的浮选尾矿进行了磨矿—强磁选—中磁选预选实验，预选获得的磁选粗精矿铁品位为41.71%，产率为33.62%，铁回收率为84.21%；对比了浮选柱及浮选机粗选两种浮选工艺流程对预选粗精矿提质的影响。单因素实验结果表明浮选柱较佳工作参数为给矿压力0.08 MPa、充气量0.05 m³/h。经过浮选柱和两台浮选机组成的一粗一精一扫流程闭路实验，可以获得再选精矿产率为18.89%，品位为65.29%，铁回收率为74.07%的技术指标，相比于单一浮选机工艺的浮选铁品位和回收率，分别提高了0.27个百分点和2.61个百分点。     

辽宁某深埋铁矿石选矿试验

采用磨矿-弱磁选-中强磁选-中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选（磁场强度为95.50 kA/m）。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。     

鞍千预选混磁精矿搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺研究

随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。     

新型捕收剂DTX-1常温分步浮选东鞍山铁矿混磁精

随着入选铁矿石中菱铁矿含量的升高,东鞍山混磁精反浮选精矿铁品位和铁回收率均呈下降趋势。为了确保高菱铁矿矿石资源的顺利开发,并改善反浮选精矿指标,东北大学用新研制的改性脂肪酸类常温捕收剂DTX-1,对东鞍山混磁精进行了先正浮选菱铁矿、后反浮选石英等脉石矿物的分步浮选试验。结果表明,对东鞍山选矿厂混磁精进行1次开路正浮选菱铁矿,1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路反浮选脱硅,最终可获得铁品位为6587%、铁回收率为6792%的铁精矿,与现场1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选精矿指标比较,精矿铁品位和铁回收率分别提高了2.47和2.82个百分点,在工艺流程复杂性相当的情况下,产品指标得到了显著改善。     

山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验

山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%，S含量高达2.62%，主要铁矿物为磁铁矿，占总铁的92.23%；含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿，分别占总硫的53.72%和45.67%，硫在粗粒级（+100目）和细粒级（-325目）的含量相对较高，超过70%的硫分布在-200目粒级。为降低该铁精矿中的硫含量，进行了反浮选脱硫试验。结果表明，试样采用1粗1精-粗选与精选尾矿合并扫选，扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理，在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下，可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。