齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿再选试验研究

为了提高资源利用率,对齐大山铁矿选矿分厂的浮选尾矿进行了再选试验研究,根据矿样性质及探讨试验,最终采用"弱磁-强磁-酸性正浮选"工艺处理齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿,试验结果表明:在pH值为5.0,以石油磺酸钠为捕收剂,药剂S-1为抑制剂时,经先磁选后浮选工艺流程,可获得铁品位59.61%,回收率72.93%的铁精矿。     

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。      

齐大山铁矿选矿分厂稳质降尾试验研究

主要对齐大山铁矿选矿分厂浮选尾矿品位升高原因进行分析,并对降低浮选尾矿品位、提高金属回收率进行试验研究。研究表明,强磁选精矿采用细筛-脱泥-重选流程既能稳定浮选质量,又能达到降低浮选尾矿品位。     

新型低温捕收剂DGT-P对齐大山铁矿石的反浮选应用研究

在实验室自主研发的新型组合型捕收剂DGT-P体系下，针对齐大山铁矿选矿分厂的混合磁选精矿进行了浮选实验研究，确定了较佳的药剂制度，并考查了浮选效率。在矿浆温度20℃、pH值=10.0、捕收剂DGT-P用量800 g/t、抑制剂玉米淀粉用量1200 g/t、不添加活化剂的条件下，经过“一粗一精一扫”的浮选闭路实验，针对铁品位为48.22%的浮选给矿，可获得精矿铁品位69.23%及铁回收率91.52%的良好浮选指标。本研究表明新型低温捕收剂DGT-P是一种高效、选择性高的低温浮选捕收剂，该药剂的推广与应用将会有效解决我国铁矿阴离子反浮选过程中能源浪费问题。     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

新型捕收剂DJW-II反浮选齐大山选矿厂混合磁选铁精矿

齐大山选矿厂采用阴离子型捕收剂LKY反浮选提纯混合磁选铁精矿,获得的精矿铁品位为67.77%、回收率为78.86%,使用LKY矿浆需要加温不仅增加了选矿能耗和工艺的复杂性,而且会降低流程的稳定性。为解决这些问题,相关课题组以新研制的脱硅捕收剂DJW-II对现场混合磁选铁精矿试样进行了室温（21 ℃）浮选试验,并对闭路试验精矿和尾矿进行了XRD和SEM分析。结果表明：-0.037 mm粒级产率为68.21%,主要矿物为磁铁矿和石英,铁在微细粒级有明显富集的试样,在pH调整剂NaOH用量为500 g/t（pH=9.0）,抑制剂羧甲基淀粉用量为150 g/t,捕收剂DJW-II用量为175 g/t情况下,采用1粗1精3扫流程处理试样,获得了铁品位为67.60%、铁回收率为86.05%的铁精矿,试验精矿指标较现场精矿指标明显优越。因此,齐大山铁矿选矿厂混合磁选铁精矿反浮选除杂以DJW-II为捕收剂,既有利于降低生产工艺的复杂性,又有利于降低生产能耗、改善生产指标、提高经济效益。XRD图谱分析证明了DJW-II在铁精矿反浮选脱硅中的高效性;SEM图片显示,试样中的微细颗粒主要是铁矿物颗粒。     

低取代度羧甲基淀粉对齐大山铁矿抑制效果的研究

采用水酶法制备了一种低取代度羧甲基淀粉DRJ-2作为铁矿抑制剂。以齐大山铁矿的混合磁选精矿为浮选给矿,进行了详细的试验研究。结果表明,该抑制剂DRJ-2用量少,工艺流程简单;浮选闭路试验获得了精矿品位67.33%、尾矿品位12.64%、回收率86.33%的优异指标。该研究为提高铁矿物回收率、降低尾矿品位提供了一种性能优良的抑制剂。     

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。     

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。     

反浮选铁尾矿正-反浮选再选研究

通过正-反浮选联合流程对取自齐大山选矿厂的反浮选尾矿进行了再选试验研究,结果表明,以2,4-二羟基苯甲酸为石英抑制剂、油酸钠为捕收剂,在不加pH值调整剂的条件下,当抑制剂用量为800 g/t、捕收剂用量为550 g/t时,正浮选5 min后,粗精矿中铁的回收率可达78.85%,品位为31.86%。正浮选粗精矿反浮选试验结果表明,当磨矿细度达到95.50%-0.045 mm 时,经过1次粗选、2次精选,1次扫选,可获得精矿铁品位66.17%,铁回收率27.64%的分选指标。     

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     

齐大山反浮选尾矿理化性质及再选工艺研究

应用X射线衍射、化学多元素、粒度和金属分布、光学显微镜等研究分析方法,对齐大山反浮选尾矿的化学元素组成、粒度分布特征及单体解离度特征等理化性质进行了系统研究,并对该尾矿进行了再选研究。结果表明:尾矿中铁矿物以赤铁矿为主,主要富集于细粒级中,主要脉石矿物为石英。再选试验采用脱泥-筛分-重选-磁选-反浮选联合工艺对尾矿进行回收,反浮选尾矿经过脱泥-筛分后再进行螺旋溜槽重选可获得铁品位为65.48%、铁回收率为16.88%的重选精矿,铁品位为30.45%、铁回收率为54.51%的磁选精矿给入反浮选作业;选用NaOH为调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂和LKY为捕收剂,经过一次粗选、两次精选,可获得铁品位65.36%,铁回收率为31.04%的反浮选精矿。最终实现了齐大山反浮选尾矿中铁矿物的有效回收。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁，存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题，提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时，在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出，并进行铜硫分离回收铜、金；然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物；最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除，又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量，并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿，硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比，优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点，铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点，硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

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。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。     

用GE-609捕收剂反浮选博伦铁矿磁选精矿

新疆博伦铁矿磁化焙烧-磁选所得铁精矿铁品位仅60%左右,含硅量在10%以上。为提高该矿铁精矿的质量,采用武汉理工大学研发的高效阳离子捕收剂GE-609进行了提铁降硅反浮选试验,获得了铁品位为65.59%、铁回收率95.94%的反浮选铁精矿。由于反浮选尾矿含铁量较高,达21.36%,又对反浮选尾矿进行了弱磁粗选-再磨-弱磁精选处理,将尾矿含铁量降到了14.87%,所得弱磁选精矿铁品位为38.12%,可返回至反浮选作业。     

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。