黑石砬子铁矿选矿工艺的比选

为给黑石砬子铁矿选矿厂设计提供技术依据,根据选矿试验结果,同时结合选矿厂设计经验,对弱磁选—强磁选—离心重选和弱磁选—强磁选—焙烧磁选两种选矿工艺流程进行初步技术经济比较。结果表明,尽管弱磁选—强磁选—焙烧磁选工艺流程指标要优于弱磁选—强磁选—离心重选,但从环境影响和实际可行角度考虑,决定按弱磁选—强磁选—离心重选进行选厂设计,并指出了设计中存在的问题,提出了针对性建议。     

某微细粒赤铁矿选矿工艺研究

对某微细粒赤铁矿分别采用阶段磨矿—重选—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程和阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程进行了选别试验,前者获得的铁精矿铁品位为64.88%,铁回收率为79.91%,后者获得的铁精矿铁品位为65.45%,铁回收率为79.84%。从选别指标、流程结构及磨矿成本考虑,推荐采用阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程。     

酒钢极难选周边铁矿石选矿工艺试验

通过对酒钢极难选周边铁矿石矿石性质的分析,矿石铁矿物种类较多但质量不高,矿石氧化程度较高,矿石中铁矿物粒度微细,是其难选的主要原因。通过对矿石进行阶段磨矿—单一强磁选、阶段磨矿—强磁选—阳离子反浮选和阶段磨矿—强磁选—重选—阳离子反浮选3个方案的试验研究,确定了阶段磨矿—强磁选—反浮选工艺流程是较佳的选矿工艺流程,并进行了扩大连选验证试验,最终获得了较佳的选别效果。     

国外某褐铁矿选矿试验

为合理利用国外某褐铁矿石,在对原矿性质分析的基础上对原矿进行了连续磨矿—单一强磁选、阶段磨矿—单一强磁选、连续磨矿—螺旋溜槽重选—强磁选3种不同的选矿工艺流程试验,最终确定采用连续磨矿—螺旋溜槽重选—强磁选流程选别,最终获得了产率为51.80%、铁品位为62.85%、铁回收率为70.50%的铁精矿,取得了较好的工艺指标。     

风化细粒钛铁矿及伴生金红石的选矿试验研究

就云南某地风化严重的细粒钛铁矿及伴生金红石进行了选矿试验研究,在采用弱磁选—强磁选工艺不能获得理想的指标后,采用弱磁选—强磁选—还原焙烧—弱磁选—浮选—重选—酸浸的工艺流程,获得了理想产品,铁精矿品位61.08%,回收率6.23%;钛铁精矿TiO2品位49.69%,回收率87.33%;金红石精矿TiO2品位86.57%,回收率11.77%。     

某软锰矿石两种选矿工艺流程探讨

某锰矿石含锰22.55%,80.80%的锰以软锰矿的形式存在,其次为水(褐)锰矿、菱锰矿等,嵌布粒度较细。为合理利用该资源,提出了弱磁选—强磁选和摇床重选—强磁选两种工艺流程处理该矿石,并分别进行条件试验以确定最佳选别参数。结果表明,在两种工艺流程最佳磨矿细度均为-0.074 mm占85.15%、高梯度强磁选磁场强度800 k A/m、脉动冲次100次/min时,调整其他条件至最佳,软锰矿石经弱磁选—强磁选流程处理,最终可获得产率为53.21%、锰品位31.97%、回收率75.37%的锰精矿,指标优于摇床重选—强磁选,达到冶金锰矿石产品三级标准。弱磁选—强磁选流程可作为该矿石工业利用的生产流程。     

某银锰矿矿泥选矿工艺试验

广东某低品位银锰矿银、锰主要赋存于软锰矿等有用矿物中,-0.8 mm矿泥占原矿的65.27%,锰品位17.81%,含银94 g/t,粒度较细,浮选回收效果差。为回收矿泥中的银、锰,矿泥不经磨矿,分别采用单一湿式强磁选、摇床重选、摇床—离心机重选、湿式强磁选—摇床重选4种流程进行选矿工艺试验。结果表明,矿泥经1粗1扫湿式强磁选—强磁精矿摇床重选流程处理后,可获得锰品位32.24%、含银124 g/t的锰精矿和锰品位26.18%、含银168 g/t的中矿,总银、锰回收率分别为82.01%、82.57%,有效富集了银、锰,得到了较好的回收指标。湿式强磁选—摇床重选联合流程可作为该银锰矿中-0.8 mm矿泥的选矿工艺流程。     

浮铜尾矿回收铁的试验研究

针对某铜矿山尾矿库堆存的尾矿,经过浮选处理后的浮选尾矿产品进行回收铁的试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用弱磁选—强磁选—粗精矿再磨精选工艺流程,闭路试验获得了铁品位44.15%、铁回收率52.45%的铁精矿。     

内蒙古某红柱石矿选矿工艺研究

通过对内蒙古某红柱石矿进行了选矿工艺研究,并通过试验确定了磨矿—脱泥—强磁选—浮选红柱石的工艺流程,红柱石的含量从7.4%提高至69.6%。     

弓长岭某磁选厂工艺流程优化研究

分析了弓长岭某贫磁铁矿矿石性质, 进行了条件试验和两种工艺流程的连选试验, 通过选别指标的对比, 确定了阶段磨矿、单一磁选、细筛-磁选柱-离心机流程为处理弓长岭某磁铁矿的合理流程。试验结果表明: 该流程具有流程简单、运行成本低、铁回收率高、工艺可靠等优点。     

含复杂磁黄铁矿铜硫矿石选矿工艺流程试验研究

对某含复杂磁黄铁矿铜硫矿石进行了选矿工艺流程的试验研究。根据矿石性质,采用铜优先浮选—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选两种原则工艺流程进行试验研究,通过铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选、铜优先浮选(中矿再磨再选)—磁选—硫浮选和磁选—铜浮选—硫浮选三种试验方案的工艺流程和闭路试验指标的对比分析,最终确定了铜优先浮选(中矿顺序返回)—磁选—硫浮选的工艺流程,闭路试验获得含铜24. 81%、铜回收率86. 31%的铜精矿,含硫37. 83%、含铁58. 21%、磁硫品位(Fe+S) 96. 04%、硫回收率40. 60%的磁黄铁硫精矿,以及含硫46. 05%、硫回收率47. 90%的硫精矿,硫总回收率为88. 50%。     

安徽某赤铁矿选厂重选流程改造试验

安徽某赤铁矿选厂生产现场选矿工艺中螺旋溜槽重选流程给矿粒度较细,-0.074 mm占77.84%,铁主要分布于0.045~0.074 mm粒级中;精矿铁品位62.39%、作业回收率9.89%,指标较差。为提高铁精矿质量和回收率,进行重选流程改造试验。结果表明,在最佳条件下,弱磁选—中磁选—混合磁精矿离心机重选全流程试验可获得作业产率34.13%、铁品位65.49%、作业回收率60.78%的合格铁精矿,较现场重选指标显著改善。该磁选—重选工艺流程可代替原螺旋溜槽重选流程。     

新疆尼新塔格矿区铁矿石选矿工艺试验

为合理开发利用尼新塔格矿区铁矿石,进行了原矿预选试验,对其预选精矿进行了阶段磨矿—单一弱磁选、阶段磨矿—弱磁选—磁重选和阶段磨矿—反浮选3种流程试验。试验结果表明:干选可抛除产率为9.47%的尾矿,而预选精矿3个工艺流程的试验结果相近;最终推荐采用干式磁选抛尾—干选精矿阶段磨矿—单一弱磁选工艺流程选别,并获得了精矿铁品位为63.52%、回收率为71.57%的技术指标。     

降低海南矿业高梯度强磁选尾矿品位的工业试验

针对海南矿业股份有限公司选矿厂2006年投产的"强磁选—反浮选"工艺流程中强磁选机尾矿品位偏高,精矿产率和回收率偏低的现状,从2007—2009年经过连续多次对强磁选机降尾的工业试验,探索出采用低浓度,低给矿量的措施,使强磁尾矿品位平均下降到22.18%(设计为22.69%),与实际生产的强磁尾矿品位27.70%相比,尾矿品位平均下降了5.52个百分点,而精矿产率和回收率分别提高了5.79个百分点和7.79个百分点。     

内蒙某磁矿系列弱磁尾矿回收铌试验

针对内蒙某磁矿系列弱磁尾矿中含有大量的铌,但铌品位低、性质复杂、嵌布粒度细的特点,通过矿石性质分析和大量的选矿试验研究,确定了稀土浮选—混合浮选—强磁选—正浮选铁—正浮选铌—强磁选的工艺流程,最终得到了Nb2O5品位为4.54%、回收率为20.82%的合格铌精矿。     

某贫细难选铁矿石选矿工艺研究

随着我国易选铁矿石资源的日趋枯竭,开发利用贫、细难选铁矿资源具有十分重要的现实意义。采用阶段磨矿、弱磁选-强磁选-离心机的磁重联合工艺流程处理祁东境内某细粒嵌布难选铁矿,获得了综合铁精矿品位63.51%及铁回收率69.24%的良好选别指标。     

四川典型稀土矿高效回收稀土试验研究

本研究以四川典型稀土矿为研究对象,根据矿石性质,对试样开展了磁选试验、浮选试验、开路流程试验、闭路流程试验等大量研究工作,确定了"阶段磨矿—粗细分别高梯度磁选抛尾—磁选精矿浮选"联合工艺流程,以自行开发的DZY-10为捕收剂,获得了TREO品位为60.24%,TREO回收率为66.58%的稀土精矿,采用高梯度磁选和常温浮选工艺取到了良好的稀土选矿指标,为该类型矿石高效利用提供技术参考。     

河北某难选赤铁矿强磁选—反浮选试验研究

采用阶段磨矿—阶段强磁选—强磁选精矿反浮选工艺流程对铁品位不到25%的河北某难选赤铁矿石进行选矿试验,在-0.074mm占96.20%的最终磨矿细度下,取得了精矿产率为25.43%,铁品位为66.27%,铁回收率为68.49%,总尾矿铁品位为10.39%的选别指标。     

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     

山东某铁矿选矿试验

为了高效回收利用山东某以磁性铁为主的铁矿石,在对矿石性质研究的基础上,进行了粗粒干式预选,对干式预选精矿进行了:一段磨矿—弱磁选—二段、三段连续磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选,一段磨矿—弱磁选—二段、三段连续磨矿—弱磁选—磁选柱,一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选,一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—磁选柱共4种工艺流程的对比试验。通过对不同流程试验结果的研究,推荐该铁矿石选别采用干式预选—一段磨矿—弱磁选—二段磨矿—弱磁选—三段磨矿—弱磁选—脉动永磁磁选的选别工艺流程,最终获得了铁精矿品位为65.03%、铁回收率为57.49%的选别指标,达到了高效利用该铁矿的目的。