海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

辽宁某深埋铁矿石选矿试验

采用磨矿-弱磁选-中强磁选-中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选（磁场强度为95.50 kA/m）。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。     

山东某铁矿选矿试验

山东某低铁高硅含硫铁矿石中各矿物嵌布粒度差异较大,磁铁矿、赤褐铁矿含量相当,赤褐铁矿与石英嵌布关系较复杂,属典型的难选铁矿石。试验研究表明,磨矿-脱硫浮选-弱磁选-弱磁尾再磨-强磁选-强磁精矿脱硅反浮选流程是处理该矿石的高效流程,最终获得了铁品位为65.26%、含硫0.18%、含SiO₂ 5.41%、铁回收率为82.99%的铁精矿,以及含硫25.56%、硫回收率为68.89%的硫精矿。     

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     

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。     

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%。     

山西某微细粒铁矿石选矿试验

山西某铁矿石铁品位为38.82%,铁矿物嵌布粒度微细,开发利用难度大。为给该矿石开发利用提供依据,对其进行了选矿试验。结果表明:原矿在磨矿细度为-0.076 mm占85%条件下经弱磁—强磁选,混磁精再磨至-0.038 mm占85%条件下,经1粗1精3扫反浮选,可获得精矿铁品位65.12%、回收率76.98%的指标。     

齐大山铁矿选矿工艺优化研究

齐大山铁矿矿石铁品位为31.56%,其中FeO含量为6.59%,主要铁矿物为赤铁矿和磁铁矿,原采用阶段磨矿-粗细分级-重选-磁选-阴离子反浮选工艺,对微细粒铁矿物回收效果差。为改善细粒铁矿物的回收效果,提高选厂经济效益,对齐大山铁矿石开展了选矿工艺优化研究。结果表明：当一段磨矿细度为-0.074 mm占65%,二段磨矿细度为-0.074 mm占90%时,采用阶段磨矿-粗细分级-阶段重选-磁选-阴离子反浮选流程处理矿石,可以获得铁品位和回收率分别为66.80%和82.90%的综合精矿,其中重选精矿占比高达70.21%,弱磁选精矿占比为7.57%。一段螺旋溜槽粗选尾矿直接给入磁选-反浮选,能有效避免微细粒级铁矿物的损失;降低旋流器分级作业沉砂粒度,增加重选作业处理量;增加弱磁精选作业,直接产出最终精矿等措施,对降低浮选作业药剂用量和最终选矿成本具有重要意义。试验成果对实现鞍山式铁矿石的高效分选具有指导意义。     

某中细粒嵌布贫赤磁混合铁矿石的节能分选工艺研究

某高硅低硫磷赤磁混合铁矿石铁品位27.72%,主要铁矿物是赤(褐)铁矿,其次为磁铁矿、半假象赤铁矿,铁矿物呈不均匀中细粒嵌布。为确定该矿石的节能分选工艺,采用阶段磨矿阶段弱磁选+强磁选、淘洗机精选、常温(20 ℃)反浮选流程进行选矿试验。结果表明,原矿在一段磨矿细度-0.075 mm55%、二段磨矿细度-0.045 mm80%条件下,可获得品位65.02%、回收率22.89%的淘洗精矿,品位65.81%、回收率46.37%的反浮选精矿,最终精矿产率29.29%、品位65.55%、回收率69.26%,尾矿品位12.05%。试验确定的流程简单、能耗低、环境污染小、选别指标好,实现了节能降耗流程设计要求,具有很高的实际生产应用价值。     

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。     

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。     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。     

某铁尾矿再回收铁矿物试验研究

对某TFe品位为18.57%的铁尾矿进行了再回收试验研究。通过预富集、弱磁选可获得铁品位66.09%、回收率26.08%的弱磁选精矿;对弱磁选尾矿进行强磁选-阴离子反浮选可获得铁品位54.29%、回收率37.29%的反浮选精矿。对反浮选产品进行分析可知, 铁闪石无选择性分配是造成反浮选作业选别效率低的主要原因。     

墨西哥某含硫铁矿石提质降杂选矿试验研究

对铁品位62.26%、含硫3.14%的墨西哥某含硫铁矿石开展了提质降杂选矿试验研究。采用浮选-弱磁选-强磁选工艺,可获得精矿产率87.12%、铁回收率92.59%、TFe品位65.17%、S含量0.261%、SiO2含量3.86%的综合铁精矿,同时获得产率7.53%、S品位37.22%的合格硫精矿。该高硫铁矿配入梅山自产原矿混合选铁,生产中通过提高强磁扫选磁场强度,在保证最终铁精矿品位57%前提下,可多从尾矿中回收铁品位32%的弱磁性矿物。     

某低品位褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿进行了强磁-阳离子反浮选和焙烧-弱磁选两种工艺的详细对比试验研究, 结果表明, 采用强磁-阳离子反浮选工艺可以获得TFe品位50.97%、回收率68.50%的铁精矿; 而采用焙烧-弱磁选工艺可以得到精矿TFe品位60.36%、回收率89.71%的良好技术指标, 尾矿TFe品位仅为4.42%。磁化焙烧-弱磁选工艺是选别该类型褐铁矿的有效方法。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

四川某赤铁矿石选矿试验

中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明：原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。