梅山铁矿深部样精细分级-预选工艺优化

梅山铁矿石为磁铁矿-赤铁矿混合型铁矿石,铁品位为37.82%。现场采用不同的工艺分别对50～20、20～2、2～0.5 mm粒级进行预选,不仅预选尾矿铁品位较高,且50～20 mm粒级跳汰预选抛尾量非常低、耗水量大、生产指标不稳定、设备故障率也高。为了改善预选效果,进行了系统的选矿试验。结果表明,将现场50～20 mm粒级再破碎至20～0 mm并相应分级后,-0.5 mm粒级采用湿式筒式弱磁选+立环脉动高梯度强磁选,2～0.5 mm粒级采用筒式弱磁选+立环脉动高梯度粗粒强磁选,20～2 mm采用筒式中磁干选+辊式强磁干选,取得了铁品位为56.31%、铁回收率为3.65%的铁精矿,以及铁品位为40.81%、铁回收率为89.92%的预选精矿,预选尾矿铁品位16.75%、产率达11.59%,预选指标较好。     

离心选矿机提高齐大山选厂铁回收率试验

齐大山鞍山式氧化铁矿石铁品位为28.09%,铁主要以赤铁矿、磁铁矿和褐铁矿的形式存在。原采用阶段磨矿—1段强磁选—螺旋溜槽重选—2段强磁选—反浮选流程选别,铁精矿回收率为75.30%,铁损失较大。为提高铁回收率,对磁选精矿采用SLon离心选矿机代替反浮选进行流程改造试验。结果表明,其他流程不变,磁选精矿经离心选矿机1粗1精选别,粗选尾矿+0.037 mm粒级由离心选矿机1次扫选,-0.037 mm粒级由摇床1次扫选,最终全流程闭路试验可获得铁精矿品位67.57%,铁回收率84.73%,尾矿含铁6.62%的良好指标。与现在生产流程相比,铁精矿回收率提高了9.43个百分点,产率增加约12个百分点,选矿成本大幅降低,经济效益可观,试验结果可作为选厂工业生产流程改造的参考依据。     

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。     

新疆某难选赤褐铁矿石物理提纯工艺研究

为了解采用物理提纯工艺处理新疆某难选赤褐铁矿石的效果，进行了单一重选与强磁选—重选联合流程选矿试验。结果表明：矿样在磨矿细度为-0.074 mm占63%的情况下，采用螺旋溜槽粗选—高品位中矿摇床精选—螺旋溜槽粗选总尾矿螺旋溜槽扫选，可获得铁品位超过62%、回收率为27.95%的混合铁精矿；采用立环脉动高梯度强磁选—摇床精选流程处理，可获得铁品位为63.08%、回收率为21.56%的摇床精矿；采用立环脉动高梯度强磁选—螺旋溜槽精选流程处理，可获得铁品位为62.65%、回收率为17.28%的铁精矿。试验结果表明，物理提纯工艺不适合该矿石的处理。     

镜铁山5～15mm粒级镜铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验

甘肃镜铁山矿采用竖炉磁化焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理100~15 mm的镜铁矿石,可获得铁品位58.5%左右、铁回收率78%左右的铁精矿;对15~0 mm的粉矿采用磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为47.5%左右、铁回收率为60%左右的铁精矿。为了提高粉矿分选指标,改善烧结料的品质,对粉矿中的15~5 mm粒级进行了磁化焙烧—弱磁选试验。结果表明,在煤粉与试样的质量比为2%,煤粉粒度为1~0 mm,焙烧温度为810℃,焙烧时间为60 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为91.56 kA/m条件下,可获得铁品位为55.80%、铁回收率为83.97%的铁精矿。     

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。     

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。     

国外某低品位含硫磁铁矿选矿试验

为合理开发国外某低品位含硫磁铁矿,根据该铁矿石的性质特点及国内外类似铁矿选矿生产实践,进行了原矿(10~0 mm)湿式粗粒磁选预选抛尾—阶段磨矿—弱磁选—浮选脱硫工艺试验。试验获得了产率为45.37%、铁品位为65.39%、硫含量为0.22%、铁回收率为82.44%的铁精矿,还获得了产率为3.86%、铁品位为61.92%、硫含量为2.59%、铁回收率为6.64%的次铁精矿,选别指标较好,为该类含硫磁铁矿石的开发利用提供了技术依据。     

国外某微细粒磁铁矿石提铁降杂选矿工艺试验

针对国外某铁矿石晶体嵌布粒度极细及难磨易选的性质特点,对该矿石进行了阶段磨矿—弱磁选—反浮选得精—中矿再磨—弱磁选工艺流程试验。试验结果表明:当2段磨矿细度为-0.076 mm 90%时,弱磁精选精矿采用反浮选可提前获得铁品位为68.50%左右的铁精矿,反浮选尾矿经再磨—弱磁选后还可获得铁品位为67%以上的铁精矿,获得的最终综合精矿铁品位为68.09%、铁回收率为70.32%。     

某低品位氧化锰矿磁选试验研究

针对某低品位氧化锰矿分选指标不高的现状,考查了原矿性质和-6 mm粒级分布情况,结合原工艺条件,进行了磁选-中矿分级脱泥以及分级磁选试验。结果表明:感应辊式磁选机处理粗粒级锰矿效果较好,高梯度磁选机处理细粒级锰矿效果较好,两种工艺流程均可获得混合精矿品位高于30%、回收率高于84%的较好指标。     

山西某低品位铁矿石选矿试验

为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明：①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块（-75 mm）中磁干抛-粉矿（-12 mm）弱磁干式预选-一段磨矿（-200目55%）-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿（-200目95%）-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。     

内蒙古某难处理铁矿石选矿试验

为确定内蒙古某微细粒、低品位、难选铁矿石的选矿工艺流程,在对矿石性质分析的基础上进行了选矿试验。结果表明,采用磨矿-1粗1精弱磁选-弱磁选尾矿再磨后1粗1精高梯度强磁选流程处理该矿石,可获得铁品位为65.30%、回收率为48.57%的弱磁选精矿,以及铁品位为60.25%、回收率为32.37%的高梯度强磁选精矿,综合精矿铁品位为63.18%、回收率为80.94%。     

峨口铁精矿提铁降硅选矿试验

峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO₂含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO₂含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为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、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD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占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO₂含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO₂含量达到预期目标。     

云南某低品位难选铁锡矿选矿试验研究

云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别（重选+浮选）的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。     

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     

大陆槽稀土矿石磁浮联合选矿工艺研究

针对四川德昌大陆槽稀土矿采用摇床重选—高梯度强磁选选矿工艺存在的稀土回收率低下(30%~40%)问题,开展了高梯度强磁选—浮选选矿新工艺试验研究。试验结果表明,将原矿按实验室闭路磨矿方式磨至-0.12 mm占100%(-0.075 mm占84.67%)后,先经过1粗1扫高梯度强磁选抛弃产率达82.22%的尾矿,然后以碳酸钠为pH调整剂、水玻璃为抑制剂、新型羟肟酸类螯合剂GYF为捕收剂对高梯度强磁选精矿进行1粗1扫2精闭路浮选,可获得REO品位为60.20%、REO回收率为63.00%的稀土精矿,REO回收率比原生产工艺提高了20个百分点以上。     

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。     

从白云鄂博尾矿中回收铁的选矿试验

白云鄂博尾矿铁品位为25.71%,铁主要以磁铁矿、赤铁矿和硅酸盐形式存在。试样粒度较细,-0.023 mm粒级产率为56.03%、铁品位达到34.11%、铁分布率高达70.26%,而+0.025 mm粒级铁品位低于16%、铁分布率不足15%。为给该尾矿中铁的回收提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:试样经1粗1精弱磁选,获得了铁品位为64.10%、回收率为16.48%的弱磁选精矿;弱磁选尾矿经1粗1精高梯度强磁选,获得了铁品位为47.04%的强磁选精矿;强磁选精矿磨细至-0.023 mm占90%,以硫酸为调整剂、乳酸为抑制剂、W201为捕收剂经1粗2精1扫正浮选,正浮选精矿与弱磁精矿合并后为最终精矿,其铁品位为64.45%、回收率为58.47%。试验取得了较好的分选指标,可以为白云鄂博尾矿中铁资源的综合回收提供技术参考。