广西某难选褐铁矿选矿工艺研究

广西某难选褐铁矿原矿铁品位为36.71%。针对该矿性质,采用强磁选、重选、浮选、还原焙烧-弱磁选等工艺进行了选矿试验研究。结果表明,采用还原焙烧—弱磁选的联合工艺流程获得的选矿指标远高于其它选矿方法,该工艺最终获得铁品位为58.76%、铁回收率为82.86%的铁精矿产品。     

从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究

内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石, 经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明, 采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品, 为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。     

某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究

重庆某高磷鲕状赤铁矿,主要以鲕状赤褐铁矿形式存在.原矿TFe品位为38.52%,含P为1.1%.采用常规的机械选矿方法难以达到提铁降磷的目的;采用焙烧-磁选-反浮选工艺流程,可以获得铁精矿产率为46.16%,TFe58.15%,P 0.28%,铁回收率为69.37%的指标.      

某难选鲕状铁矿石选矿试验

某鲕状铁矿石以磁赤铁矿为主,铁矿物与脉石矿物嵌布关系极复杂,且含一定量易泥化的赤铁矿和含铁黏土,常规磁选工艺难以显著提高精矿铁品位。采用还原焙烧-阶段磨矿阶段弱磁选-反浮选工艺对该矿石进行了开发利用研究。结果表明,矿石经还原焙烧-两段阶段磨矿阶段弱磁选-1粗1精2扫、中矿顺序返回反浮选流程处理,最终获得了铁品位为61.30%、铁回收率为80.43%的铁精矿。     

内蒙古某微细嵌布贫赤铁矿石选矿工艺研究

为了给内蒙古某微细嵌布贫赤铁矿石的开发利用提供技术依据,采用强磁选-反浮选工艺、强磁选-正浮选工艺和深度还原-弱磁选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明：强磁选-浮选工艺无法实现有效分选,而深度还原-弱磁选工艺在煤用量为30%、助还原剂CCO用量为15%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为90 min的条件下,可以得到铁品位为91.44%、回收率为91.22%的铁精矿。通过X射线衍射和扫描电镜探讨了还原剂CCO的作用机制,发现CCO可以加速体系中的浮氏体还原为金属铁、抑制铁橄榄石的生成从而提高铁精矿回收率,并有一定的脱硫作用。     

海南儋州鲕状褐铁矿选矿研究

针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。     

甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究

对某矿山代表性矿样进行了矿石性质及选矿工艺试验研究, 进行了单一磁选、焙烧-磁选、磁选-反浮选、焙烧-磁选-反浮选等方案对比。结果表明, 焙烧-磁选-反浮选能获得合格铁精矿, 在最终磨矿细度-0.037 mm粒级占75%时, 对品位32.50%的原矿经过三段磁选、三段浮选, 可获得精矿铁品位59.94%、铁回收率72.84%、尾矿品位16.13%的选别指标, 精矿中主要杂质SiO₂含量8.47%。     

湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究*

湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。     

酒钢粉矿强磁选—造球—焙烧反浮选试验

对酒钢-15 mm粉矿进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.50%条件下,经1粗2扫强磁选,强磁选精矿在膨润土添加量为1.0%时进行造球,所造球团在焙烧温度为600℃、煤粉用量为3%、焙烧时间为30 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁品位为48.30%。焙烧产品磨细至-0.1 mm,在磁场强度为144 k A/m条件下弱磁选,可以获得铁品位为59.39%的精矿;焙烧产品以GE-609为捕收剂经1粗1精1扫反浮选,可以获得铁品位为58.25%的精矿。两种流程获得的精矿指标均能达到与现场块矿竖炉焙烧—弱磁选—反浮选指标接近。试验结果可以为酒钢粉矿开发利用提供技术支持。     

贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用强磁选-反浮选工艺对贵州赫章鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究。在磨矿细度-0.075 mm占77.50%,磁感应强度1.55 T和棒介质的条件下进行1次强磁选粗选;强磁选粗精矿在磨矿细度-0.038 mm占84.00%,磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次精选;强磁选粗尾矿在磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次扫选,然后精选尾矿和扫选精矿合并返回磨矿闭路流程,获得铁品位52.13%,磷含量0.45%,回收率72.16%的铁精矿。采用高效调整剂和高效捕收剂将强磁选精矿进行1次反浮选,获得了铁品位56.14%,磷含量0.22%,回收率62.48%的铁精矿。强磁选-反浮选工艺为开发利用该地鲕状赤铁矿提供了可行的依据。     

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     

东鞍山铁矿强化细粒铁矿物回收新技术研究

针对东鞍山烧结厂强磁选作业尾矿铁品位偏高,现有的强磁设备不能有效回收细粒铁矿物的问题,在强磁给矿样品工艺矿物学研究基础上,基于聚团分选理论,通过聚团强磁选试验详细考察了分散剂及淀 粉用量、强磁分选参数等因素对微细粒铁矿强磁分选效果的影响,通过混磁精矿反浮选试验考察了选择性聚团预处理对反浮选分选指标的影响。聚团强磁选试验结果表明：在水玻璃用量为500 g/t、DLA用量为250 g/t ,搅拌转速为900 r/min、搅拌时间为5 min、矿浆pH值为10.0、冲次为170次/min、矿浆流速为120 mL/s、磁选背景磁感应强度为1.0 T的条件下,可获得铁品位为47.65%、铁回收率为71.54%的磁选指标,与不添加药 剂调浆相比,磁选作业铁回收率提高了4.58个百分点,选矿效率提高了2.42个百分点。混磁精矿反浮选试验结果表明：与常规高梯度强磁选—反浮选工艺相比,采用选择性聚团—高梯度强磁选—反浮选工艺最终获得 的精矿品位变化不大,而混磁精矿铁回收率提高了2.05个百分点,最终浮选精矿铁回收率提高了4.37个百分点。     

某低品位铁精矿提质降杂试验研究

采用磁选、磁-重选、反浮选等工艺对酒钢周边矿山某低品位铁精矿进行了提质降杂试验研究, 并结合矿相分析查找了精矿杂质硅含量偏高的原因。结果表明, 采用弱磁-中磁-强磁联合磁选流程可获得铁品位61.61%、回收率97.87%、SiO₂含量7.15%的铁精矿。     

安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿选矿试验

对安徽某难选磁铁矿与镜铁矿混合矿进行了选矿试验研究, 采用阶段磨矿-弱磁选-筛分-中磁选-强磁选-重选-反浮选工艺流程, 获得了铁精矿产率42.20%、品位66.37%、回收率85.93%的良好指标, 实现了铁矿物的高效分选。     

某含铜铁矿石选铁工艺试验研究

对铁品位34%左右的某铜铁矿山选铜尾矿进行了单一强磁选、强磁选-重选、强磁选-磨矿-反浮选、强磁选-磨矿-强磁选-反浮选、磨矿-强磁选-反浮选的多方案试验研究, 经对比分析, 最终确定采用磨矿-强磁选-反浮选工艺, 可获得精矿铁品位63.17%、回收率70.30%的良好指标。     

调军台选矿厂尾矿再选试验研究

介绍了凋军台选矿厂尾矿进行再选的试验方案及回收矿再选工艺流程的试验结果。试验研究表明，第一步采用重选-弱磁选工艺流程先可获得含铁品位30．00％左右的回收矿；第二步回收矿再经磨矿、弱磁选-强磁选-阴离子反浮选工艺流程，在回收矿物料磨矿细度-200目占93．00％、品位32．17％时，可获得品位达65．58％的铁精矿。若拟建尾矿再选厂，可获得可观的经济效益和社会效益。     

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。      

新疆某褐铁矿的选矿工艺研究

新疆某铁矿主要含褐铁矿，脉石为含铁硅酸盐矿物，采用浮选、重选、磁选和焙烧磁选等选矿方法进行了试验研究，试验研究表明，在原矿品位46.5%的情况下，焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59.2%、回收率92.9%的技术指标，从经济方面考虑，建议采用弱磁选－强磁选－正浮选工艺或分极－重选－细粒级浮选工艺联合流程比较适宜。     

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。