高铝高硅褐铁矿钠化焙烧-磁选试验研究

针对某高铝高硅难选褐铁矿(Al₂O₃含量26.11%、SiO₂含量13.88%)进行了钠化焙烧-磁选试验研究。通过单因素试验和正交试验探讨了钠盐种类、钠盐用量、焙烧时间、焙烧温度、磁选粒度、磁选强度对选别指标的影响, 结果表明, 在焙烧温度1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na₂CO₃用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/m条件下可获得铁品位57.91%、铁回收率97.50%的铁精矿。钠化焙烧后产品再经阶段磨矿、阶段磁选可获得铁品位62.04%、铁回收率60.90%的铁精矿。     

含铁铜尾矿选冶联合分选提铁研究

对某含铁铜尾矿进行了选冶联合回收铁的试验研究。结果表明,采用强磁选预富集-焙烧-弱磁选工艺从该含铁铜尾矿中回收有价金属铁,在强磁选磨矿细度-0.06 mm粒级含量90%、磁场强度0.8 T,焙烧温度800 ℃、焙烧时间20 min,弱磁选磨矿细度-0.06 mm粒级占90%、磁场强度0.12 T的综合工艺条件下,获得了铁品位58.38%、铁回收率81.11%的铁精矿产品,提铁效果明显。     

某低品位钒钛磁铁矿选铁试验研究

采用粗粒抛尾-阶段磨矿、阶段弱磁选工艺对某低品位钒钛磁铁矿进行了选铁试验研究。结果表明：原矿在10~0 mm粒度下经双层永磁辊式磁选机进行弱磁选+强磁选粗粒抛尾,可以抛出产率为9%左右的合格尾矿,铁在粗粒尾矿中的损失仅为3%左右;预先抛尾获得的粗粒精矿在一段磨矿细度为-200目占50%、二段磨矿细度为-200目占85%的条件下,通过两段弱磁选,可获得铁品位为57.08%、TiO₂含量为11.92%、铁回收率为53.16%的铁精矿。     

江西某铁尾矿磁化焙烧-磁选工艺研究

江西某铁尾矿中尚含有38.74%的铁,但98.49%以褐铁矿的形式存在。为了给该尾矿的综合利用提供技术参考,以河南平顶山某无烟煤为还原剂,对其进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。结果表明：将该尾矿在煤粉占尾矿+煤粉混合料的质量分数为5%、温度为850 ℃的条件下磁化焙烧60 min,焙烧产物在一段磨矿细度为-0.037 mm占92%、二段磨矿细度为-0.037 mm占97%、粗选场强为192 kA/m、精选场强为170 kA/m条件下经过两段磨矿、1粗2精弱磁选或两段磨矿、1粗3精弱磁选,分别可以获得铁品位为55.75%、铁回收率为78.50%和铁品位为56.24%、铁回收率为74.81%的铁精矿。     

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%。     

某尾矿预富集精矿磁化焙烧产品合理选别工艺研究

对某尾矿经预富集-磁化焙烧后的产品分别进行了磨矿-磁选和磨矿-磁选-浮选联合工艺试验研究。TFe品位33.19%的焙烧矿采用磨矿-磁选工艺，在磨矿细度-0.025 mm粒级占97%时可获得TFe品位63.04%、回收率80.04%的铁精矿，虽然工艺流程简单，但磨矿细度在工业生产中较难实现，且磨矿成本极高；采用磨矿-磁选-浮选联合工艺，在磨矿细度-0.025 mm粒级占85%时可获得TFe品位65.36%、回收率73.39%的铁精矿，且磨矿细度在工业生产中可以实现，磨矿成本明显较低。     

国外某低品位微细粒磁铁矿石选矿工艺研究

国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO₂含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明：采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 （-0.076 mm占90%）-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨（-0.038 mm占95%）再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。     

某低品位难选磁铁矿石选矿试验

为开发利用某低品位难选铁矿石，并获得铁品位大于64%的铁精矿，实验室进行了阶段磨矿—弱磁选试验，在一段磨矿细度-0.076 mm 45%、二段磨矿细度-0.076 mm 75%、三段磨矿细度-0.076 mm 90%的条件下，可获得铁品位64.10%，回收率77.99%的铁精矿。     

某低品位铁矿石选矿试验

试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。     

国外某褐铁矿预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺研究

对国外某褐铁矿进行了选矿工艺研究。采用预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺, 当磨矿细度为-0.075 mm粒级占97.75%, 最终可获得铁精矿产率65.25%、TFe品位63.59%、回收率84.18%的指标。通过对比试验论证了对该类褐铁矿进行预洗矿的必要性。     

镜铁矿粉矿磁化焙烧-磁选试验研究

以甘肃地区镜铁矿粉矿为原料, 采用磁化焙烧-弱磁选工艺, 研究了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度、磁场强度等对磁选效果的影响。结果表明, 在煤粉用量2%、焙烧温度800 ℃、焙烧时间60 min条件下焙烧, 再在磨矿细度-0.074 mm粒级占85.36%、磁场强度92.16 kA/m条件下磁选, 可得到品位为54.95%、回收率为88.92%的弱磁选精矿。     

抚顺某磁铁矿石制备超级铁精矿试验研究

为了确定抚顺某磁铁矿石生产超级铁精矿的工艺流程进行了选矿试验。试验采用高压辊磨闭路辊压（湿筛）—粗粒中场强磁选—磨矿分级—弱磁选—预先分级—磨矿分级—弱磁选—浮选流程处理。在高压辊磨机工作压力为8.5 MPa、一段磨矿细度为-0.075 mm占65%，高品位铁精矿高频细筛筛孔宽为0.075 mm，塔磨再磨细度为-0.038 mm占90%，高纯铁精矿1粗2精阳离子反浮选，捕收剂十二胺分段添加量为16.37+8.18+3.27 g/t情况下，可获得:全铁品位为68.01%、全铁回收率为86.21%的高品位铁精矿；全铁品位70.95%、全铁回收率为42.32%的高纯铁精矿，全铁品位为65.40%、全铁回收率为43.89%的副产铁精矿；全铁品位为71.81%、全铁回收率为17.93%、酸不溶物含量0.14%的超级铁精矿，全铁品位为67.08%、全铁回收率为68.28%的副产铁精矿。     

某难选褐铁矿直接还原焙烧-磁选工艺研究

对某难选褐铁矿进行了直接还原焙烧-磁选工艺研究。进行了焙烧温度、焙烧时间以及还原剂添加量的条件试验, 以及焙烧样品的多种磁选流程对比试验。在原料粒度-2 mm, 焙烧温度1150 ℃, CaCO₃用量为矿量的15%, 煤添加量为矿量的25%, 盖煤量为球团质量的33%, 保温时间2 h, 一段磨矿粒度为-0.045 mm粒级占97%, 一次粗选场强79 kA/m、两次精选场强45 kA/m时, 矿物焙烧金属化率95.24%, 铁精矿品位80.61%, 回收率88.58%。     

某复杂难选红铁矿磁化焙烧-磁选工艺及机理研究

对某复杂难选红铁矿进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。试验结果表明, 在焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为15 min, 碳粉(0～1 mm)用量为15%, 磁场强度为0.16 T, 磨矿粒度-0.074 mm粒级占87%左右的条件下, 可获得Fe含量为63.06%、回收率为88.45%的铁精矿。磁化焙烧-磁选机理研究表明, 红铁矿经磁化焙烧后的产品呈疏松多孔结构, 有利于磨矿作业; 红铁矿在950 ℃下磁化焙烧15 min, 焙烧产品的物相仅为Fe₃O₄。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

辽宁某1 400 m深部铁矿石选别工艺研究

辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明：矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。     

某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

难选褐铁矿氯化离析焙烧-磁选研究

针对某难选高铝硅褐铁矿, 开展了氯化离析焙烧-磁选工艺试验研究, 探讨了氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度、磁场强度等工艺参数对选矿指标的影响。结果表明: 在氯化剂用量为10%、还原剂用量为20%、焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿粒度为-0.038 mm粒级占97%、磁场强度为133.33 kA/m条件下, 可获得全铁含量70.41%、回收率75.72%、Al₂O₃含量4.26%、SiO₂含量7.89%的H65Ⅱ类铁精矿。     

高硅鲕状赤铁矿阶段磨矿阶段磁选提铁降硅试验

中东某鲕状赤铁矿石铁品位为47.44%,铁主要以磁性铁的形式存在,铁在磁性铁中分布率为60.26%。为给该矿石开发利用提供依据,采用阶段磨矿阶段磁选的方法进行了试验研究。结果表明：一段磨矿细度-0.074 mm含量80.8%,一段磁选磁场强度0.12 T,二段磨矿细度-0.074 mm含量93.3%,二段磁选磁场强度0.8 T,三段磨矿细度-0.074 mm含量95.2%,三段磁选磁场强度0.4 T,可以得到铁品位61.02%、回收率53.25%的精矿。有效实现了铁与杂质矿物的分离与富集。