峨口铁矿二磁精矿制备高品质铁精矿粉试验研究

针对太钢峨口铁矿资源及生产现状，开展了二段磁选精矿提铁降杂试验研究，采用磨矿-弱磁选-反浮选流程，可获得产率76.33%、TFe品位69.93%、回收率93.08%、SiO₂含量1.63%的高品质铁精矿。     

福建某超贫磁铁矿弱磁精反浮选提铁降硅试验

福建某微细粒嵌布的超贫磁铁矿弱磁选精矿铁品位为65.30%,SiO₂含量高达8.52%,是影响精矿品质的主要因素。对弱磁选精矿试样进行了反浮选提铁降硅工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回的反浮选闭路流程处理该试样,最终获得了铁品位为68.97%、回收率为98.25%、含SiO₂ 3.35%的铁精矿,尾矿铁品位仅有16.39%、回收率仅有1.75%,试验取得了显著的提铁降硅效果。     

梅山铁矿铁精矿降硅选矿试验

为了给梅山铁矿选矿厂降低铁精矿硅含量提供技术支持,在查明现场铁精矿SiO₂含量高的原因基础上,采用4种方案进行了从现场浮硫尾矿获取SiO₂含量＜4%的铁精矿的选矿试验。结果表明,方案1（在现场选铁流程基础上增加弱磁精选并在高梯度磁选时采用低场强）、方案3（弱磁选-高梯度磁选-细筛分级-筛上再磨再选）和方案4（弱磁选-高梯度磁选-弱酸性正浮选）均可获得SiO₂含量＜4%的铁精矿,但方案1精矿铁品位相对较高而铁回收率相对较低,方案3和方案4则铁回收率相对较高而精矿铁品位相对较低。因此,究竟采用哪种方案,还应通过进一步的扩大试验乃至工业试验予以确定。     

本溪某铁选矿厂尾矿综合利用研究

为综合回收利用本溪某铁选矿厂尾矿,对该尾矿进行了选别试验研究,回收尾矿中可再次利用的铁和石英。结果表明,采用再磨-弱磁选-强磁选-铁矿反浮选-石英矿分步浮选联合工艺流程处理该尾矿,得到了产率6.21%、TFe品位59.75%的铁精矿和产率21.51%、SiO₂品位99.15%的石英精矿,尾矿资源得到合理利用。     

西北某高磷磁铁矿选矿试验研究

选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明：湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。     

本溪某铁矿制备超级铁精矿试验研究

以辽宁本溪某原矿TFe品位30.45%的铁矿为原料制备超级铁精矿。采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱降硅-反浮选提纯工艺,可以获得TFe品位71.25%、回收率65.02%、SiO₂含量0.15%、酸不溶物含量0.10%的低杂质合格超级铁精矿,以及TFe品位65.28%、回收率19.64%的普通铁精矿。     

贵州某高铝硅赤铁矿石选矿试验

贵州某贫赤铁矿石属典型的高硅铝、低硫磷赤铁矿石,铁矿物嵌布粒度微细,常规选矿工艺难以获得合格铁精矿。为开发利用该大型贫赤铁矿石资源,对该矿石进行了选择性絮凝沉降脱泥-反浮选提铁降杂试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占88%的情况下,经2次絮凝沉降脱泥,1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路反浮选流程处理,可获得铁品位为61.20%,SiO₂和Al₂O₃含量分别为6.30%和2.58%,铁回收率为66.48%的铁精矿,该流程与常规还原焙烧-弱磁选流程比较,具有显著的流程简单、能耗和生产成本低的特点。     

某提铁降杂独立精选厂的工艺设计与生产实践

山西某地有着为数众多的磁铁矿小型选厂,产出的弱磁选铁精矿铁品位仅61%～58%、SiO₂含量达12%～15%,不符合高炉炼铁的精料方针,严重影响销售。为此,在试验研究的基础上,采用反浮选-中矿再磨-弱磁选工艺及可在常温下进行浮选的高效阴离子捕收剂LP-4,结合当地实际情况设计、建设了对这些弱磁选铁精矿集中进行提铁降杂的独立精选厂。生产实践表明,该独立精选厂工艺流程运行稳定,适应性强,可使最终精矿铁品位达到67.2%～66.5%,SiO₂含量降至5.2%～5.8%,提铁降杂效果良好。     

某磁铁精矿提铁降硅选矿试验

某磁铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选流程生产的磁铁精矿全铁品位为65.47%,SiO_2含量为6.52%。为了使铁精矿的SiO_2含量降到4%以下,以磁铁精矿为研究对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉和阳离子捕收剂Ge-609对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm 90%后进行1粗1精弱磁选,最终可获得铁品位为69.18%、铁回收率为97.67%、SiO_2含量为3.15%的铁精矿,实现了提铁降硅。     

姑山赤铁精矿强磁选-阴离子反浮选提铁降硅试验

姑山赤铁矿选矿厂磨选流程采用阶段磨矿-单一高梯度强磁选工艺流程,铁精矿TFe品位一直保持在约57%,SiO₂含量约12%。为进一步提高产品质量,对姑山赤铁精矿进行了磨矿-强磁选-阴离子反浮选试验。试验结果表明:磨矿细度-30 μm含量占90%,强磁选一粗一扫磁场强度0.8、0.95 T,阴离子反浮选在NaOH用量1 000 g/t、淀粉用量1 000 g/t、石灰用量600 g/t、捕收剂RA915用量750+250 g/t的条件下,经过一粗一精三扫反浮选闭路试验流程,浮选铁精矿TFe品位可达63.25%,回收率70.15%,说明该工艺对姑山赤铁精矿提铁降硅技术上可行。试验结果可为现场工艺优化提供参考。      

包钢选厂高硫磁选铁精矿反浮选脱硫试验研究

对含硫1.19%、硫化物以磁黄铁矿和黄铁矿为主的包钢选矿厂弱磁选铁精矿进行了系统的反浮选脱硫试验研究。研究结果表明,以硫酸、JY-1为调整剂,异戊基钾黄药为硫化矿物的捕收剂,采用1粗2精3扫反浮选工艺处理该矿石,可以获得硫含量为0.48%、铁回收率为97.05%的铁精矿。     

新型捕收剂DTA-2在高铝铁矿石提铁降铝反浮选中的应用

针对现阶段高铝铁矿石选别后铁精矿中含铝过高的问题,东北大学研制了一种新型、高效的两性螯合捕收剂DTA-2,以某悬浮焙烧后磁选铁精矿为研究对象,进行提铁降铝反浮选试验。结果表明：在常温,自然pH条件下,以DTA-2为捕收剂,淀粉为抑制剂,经1粗1精1扫反浮选流程试验,可以获得精矿TFe品位66.80%、Al₂O₃品位3.26%的指标。对浮选精矿产品进行分析发现：褐铁矿内部结构相对松散,其中包裹脉石矿物较多;粒度较大氧化铁颗粒周围黏连微粒（多小于1 μm）以氧化铝为主的脉石矿物,微细粒的铁氧化物和以氧化铝为主的脉石矿物集合成磁性聚合体,造成精矿含杂;粒度较粗的氧化铝矿物颗粒内部有微粒（小于1 μm）弥散状氧化铁颗粒,磁选精矿中石英、高岭石、云母、长石矿物与氧化铁矿物连生或微粒单体夹带进入浮选精矿造成精矿杂质含量较高。通过浮选的方法解决了悬浮焙烧后磁选铁精矿含铝过高的实际问题。试验结果对高铝铁矿石的提铁降铝研究具有借鉴意义。     

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。      

某铜矿重介质产品提铁降硫选矿试验

某铜矿重介质产品铁品位56.24%，硫含量高达9.34%，95.72%的硫以磁黄铁矿的形式存在。为获得硫含量<2%的铁精矿，按磨矿—弱磁选—浮选原则流程对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明，在最佳试验参数下，重介质产品经一段磨矿（-0.043 mm 85%）—1粗1精弱磁选—1粗2扫脱硫浮选流程处理，可获得产率45.23%、硫含量为1.52%、全铁品位66.50%的铁精矿，可作为后续钢铁冶炼原料的配矿使用，为此类重介质产品的利用提供技术参考。     

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。     

钒钛铁精矿硫钴回收试验

为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明：采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。     

阿坝矿业高纯铁精粉提质降硅铝工艺研究#br#

阿坝矿业的高纯铁精粉硅铝含量较高，影响了产品的售价。为了降低铁精粉的硅铝含量进行了提质降硅铝工艺研究。结果表明，试样再磨至0.063～0 mm后经弱磁选、谐波磁选、磁选柱磁选、1粗1精反浮选，最终可获得Fe、SiO2、Al2O3含量分别为72.38%、0.099%、0.131%的高纯铁精矿，以及Fe、SiO2、Al2O3含量分别为71.58%、0.375%、0.220%的二级铁精矿。     

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。