广西某赤褐铁矿选矿试验研究

对广西某含铁品位为52.07%、磁性率(FeO/TFe)为2.11%的难选赤褐铁矿矿石进行理化性能分析和矿物工艺学研究,并进行了强磁选、还原焙烧—磁选选矿试验,确定还原焙烧—磁选可以获得较好的选别指标为:精矿铁品位达63.27%,产率达82.70%,铁回收率95.99%,有害元素硫,磷都较低,SiO2、Al2O3、CaO、MgO的含量都能满足高炉冶炼的要求,属于优质铁精矿.     

广西某赤褐铁矿选矿试验研究

对广西某含铁品位为52．07％、磁性率（FeO／TFe）为2．11％的难选赤褐铁矿矿石进行理化性能分析和矿物工艺学研究,并进行了强磁选、还原焙烧－磁选选矿试验,确定还原焙烧磁选可以获得较好的选别指标为：精矿铁品位达63．27％,产率达82．7％,铁回收率95．99％,有害元素硫,磷都较低,Si02、Al2O3、CaO、MgO的含量都能满足高炉冶炼的要求,属于优质铁精矿．     

河北某鲕状(菱)赤铁矿选矿试验研究

对河北某地含铁品位38.57%的鲕状(菱)赤铁矿进行了选矿试验研究,考察了该矿石的工艺矿物学特征,重点研究了采用磁选、浮选、磁化焙烧.弱磁选等选别工艺的分选效果,试验结果表明磁化焙烧-弱磁选工艺是分选此类难选铁矿石的有效方法.在温度750℃,焙烧时间80min,煤粉配比5%的最佳焙烧条件下,焙烧矿经弱磁选可以获得精矿铁品位为59.94%.回收率84.87%的良好指标,并通过XRD分析对磁化焙烧的反应机理进行了初步的探讨.     

提高某铁矿选矿指标的试验研究

针对泰国某铁矿中主要金属矿物有磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿以及针铁矿的提铁降杂的研究,提出对原矿中-5 mm粒级研究采用"磨矿—弱磁选—强磁选"联合工艺,最终得到铁精矿产率为73.59％,铁品位为56.77％,回收率为81.31％.     

某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原焙烧-磁选研究

运用小型循环流化床锅炉,针对铁品位为49.20%、磷质量分数为1.16%的湖北某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选试验研究.试验结果表明,将粒径为106～150 μm的鲕状赤铁矿在700 ℃下焙烧15 min,选取磨矿后粒径在74 μm以下的颗粒质量分数为85%的焙烧矿物,运用湿式磁选管在139.22 kA/m的磁场强度下对筛选后的焙烧矿物进行磁选抛尾,可以获得铁品位为55.12%、全铁回收率为70.11%、磷质量分数为0.67%的铁精矿.研究表明,运用循环流化床局部还原性气氛高速磁化焙烧铁矿石是可行的,运用该磁化焙烧-磁选工艺流程可以达到一定的提铁降磷效果.     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

云南某铅锌尾矿选铁试验研究

云南某铅锌矿山每年会产生10万t浮选尾矿,该浮选尾矿含铁8.72%,含硫0.94%,含磷0.14%,其他杂质含量不高,如果直接对尾矿进行堆储,会使矿山成本压力增大、资源浪费。对此,采用弱磁选—强磁选—浮选脱硫的联合工艺流程来获得粗精矿,其中浮选采用一粗一扫的流程,硫铁矿的活化剂为H2SO4和MHH-1混合而成。通过弱磁—强磁—浮选的联合工艺流程,可获得产率为10.64%的铁精矿,其中Fe品位为58.03%,S含量为0.20%,P含量为0.09%,综合回收率为70.81%。     

钠化还原焙烧-磁选法处理红土镍矿的研究

试验用红土镍矿属于褐铁矿型红土镍矿,其主要矿相为针铁矿.在煤粉做还原剂,硫酸钠做添加剂条件下,红土镍矿在一定温度下焙烧一定时间后得到的焙烧产物中Ni主要以Fe-Ni合金形式存在,通过磁选可以使其得到有效的富集.本文探究了各工艺参数对磁选后镍铁精矿中镍品位及镍回收率的影响.结果表明,当红土镍矿、硫酸钠和煤粉的质量比为100∶22∶9,焙烧温度为1 200℃,焙烧时间为80 min,磁选磁场强度为150 m T条件下,可以得到镍品位为11.36%,镍回收率为83.35%的镍铁精矿,该精矿可直接作为冶炼不锈钢的原料.     

高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究

针对重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿中,有害元素P的质量分数较高为1.17%,有85.90%的P分布于褐铁矿中,其余以胶磷矿形式产出,提出了离析焙烧-弱磁选工艺实现提铁降磷.矿石与氯化剂、还原剂混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧,铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后,焙烧矿采用弱磁选回收铁.结果表明:焙烧矿中产生了以磁铁矿(Fe3O4)、金属铁(Fe)为主的新矿相及少量的氧化亚铁(FeO)新矿相,实现了铁矿物与磷矿物的有效分离;在离析焙烧温度950℃、焦炭用量20%、废盐用量45%、离析焙烧时间60min、弱磁选磁场强度H=0.12T、弱磁选磨矿细度小于0.038mm占95%的综合工艺条件下,得到了Fe的质量分数为71.65%,P的质量分数为0.17%,Fe回收率为87.92%的铁精矿分选指标,提铁降磷效果显著.     

细粒钢渣干式磁选精矿品位分形特性研究

选取转炉钢渣经破碎、筛分,通过自行研制的磁选机进行不同磁辊转频、分选行程下干式磁选试验.基于分形理论,根据产率计算方法计算各粒级精矿品位值,建立双对数分形方程式,研究各分选参数下精矿品位分形特性.结果表明,不同磁辊转频和分选行程下分形维数均值分别为2.25和2.31,分形特性显著、磁选机分选性能稳定,分选行程相对于磁辊转频对精矿品位影响较大;分形维数与磁辊转频二次函数负相关、与分选行程二次函数正相关;以分形特性优化磁辊转频、分选行程为44.56 Hz和11.52 mm,精矿回收率、品位达66.75%和58.46%.     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

Recovering limonite from Australia iron ores by flocculation-high intensity magnetic separation

Successful recovery of limonite from iron fines was achieved by using flocculation-high intensity magnetic separation （FIMS） and adding hydrolyzed and causticized flocculants according to the characteristic of iron fines. The separation results of the three iron samples are as follows： iron grade 66.77%- 67.98% and the recovery of iron 69.26%-70.70% by the FIMS process with flocculants. The comparative results show that under the same separation conditions the F1MS process can effectively increase the recovery of iron by 10. 97%- 15.73%. The flowsheet results confirm the reliability of the process in a SHP high intensity magnetic separator. The concentrate product can he used as raw materials for direct reduction iron-smelting. The hydrolyzed and causticized flocculants can selectively flocculate fine feebly-magnetic iron mineral particles to increase their apparent separation sizes. The larger the separation size, the stronger the magnetic force. By comparing the separation results of the three samples it is found that among the three samples the higher the limonite content, the better the separation result. This means that the separation result relates closely to the flocculation process and the adding pattern of the flocculant.     

磁化矿石颗粒模型及磁选过程分析

基于磁选过程中颗粒尺寸、磁场强度和磁选精矿品位三者之间的关系,建立磁化矿石颗粒模型,对其进行理论分析与计算,确定最佳磁场强度,并进行磁化矿石的磁选研究。结果表明：在配煤量4%（质量分数）,焙烧温度850℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-0.074 mm占60%（质量分数）,磁场强度为40 mT的条件下,得到铁品位57.7%（质量分数）,铁回收率90.3%（质量分数）的铁精矿,较好地实现了铁精矿的富集和回收。     

低品位铁矿石流化焙烧-磁选提质试验研究

针对我国低品位铁矿石嵌布粒度极细,成分复杂,难提难选的现况,运用循环流化床和磁选管进行劣质铁矿石的流化焙烧 磁选试验研究,试验采用CO、N2的混合气体营造还原性气氛（其中CO体积分数为10%）,将粒径为1 mm以下的新疆某低品位铁矿石（原矿铁品位为9.63%）于850 ℃焙烧10 min,得到强磁性的磁铁矿,将焙烧产物破碎细磨（磨至200 目以下占75%）,利用湿式磁选管在71.66 kA/m的磁场强度下进行弱磁选抛尾,可以得到铁精矿品位为46.25%,全铁回收率为25.52%的选矿指标.研究表明,运用循环流化床焙烧-弱磁选的方法提质铁矿石,可以有效地减少焙烧时间,在保证选矿达标的基础上,有效地降低生产周期.     

阎地拉图红铁矿选矿工艺研究

对阎地拉图红铁矿进行了焙烧磁选、强磁选、重选及重选－强磁选四种选矿工艺的试验研究，结果表明，用螺旋溜槽选别＋０．０７４ｍｍ粒级，用强磁选别－０．０７４ｍｍ粒级的重选－强磁选方案可得到品位为５１．００％、回收率为７２．３０％的综合铁精矿。该方案投资少，生产成本低，适合现厂的实际。     

微细粒低品位碳酸锰矿强磁选工艺研究

对某地微细粒低品位碳酸锰矿进行强磁选工艺试验,经强磁粗选,可获得品位和回收率分别为22 .64 %和51 .76 %的锰精矿,经疏水絮凝处理可将磁选精矿品位和回收率分别提高到23 .06 %和54 .89 %;经强化疏水絮凝处理,可获得品位和回收率分别为18 .80 %和10 .69 %的扫选精矿.     

超声波强化酸浸高磷铁矿石除磷试验研究

针对某焙烧-磁选后的高磷铁精矿(铁品位54.92%,磷含量0.83%),采用超声波强化硫酸浸出其中的磷。试验结果表明:随着超声时间的延长,除磷率逐渐降低,当超声时间为60min时,矿石的铁品位有一定波动,但比原来都有一定程度的提高,可达到58%以上,而铁回收率会随着超声时间的延长呈下降趋势,但都在92%以上;随着矿浆浓度的增加,浸出后矿石中的磷含量也逐渐增加,当矿浆浓度低于6%时,超声波除磷效果显著,固体中磷含量都低于0.24%;铁品位呈下降的趋势,但相对铁精矿都有一定程度的提高,而铁回收率也呈波动增加趋势,从最低的91.89%上升至95.50%。     

Effect of coal levels during direct reduction roasting of high phosphorus oolitic hematite ore in a tunnel kiln

The effect of coal levels on phosphorus removal from a high phosphorus oolitic hematite ore after direct reduction roasting have been investigated. Raw ore, coal, and a dephosphorization agent were mixed and the mixture was then roasted in a tunnel kiln. The roasted products were treated by two stages of grinding followed by magnetic separation. XRD and SEM–EDS examination of the products was used to analyze differences in the roasted products. The results show that coal is one of the most important factors affecting the direct reduction roasting process. When the inner coal levels increased from 0% to 15% the iron grade decreased linearly from 94.94% to 88.81% and the iron recovery increased from 55.94% to 92.94%. At the same time the phosphorus content increased from 0.045% to 0.231%. Increasing the inner coal levels also caused more hematite to be reduced to metallic iron but the oolitic structure of the roasted product was preserved in the presence of high coal loading. The phase of the phosphorus in raw ore was not changed after direct reduction roasting. The effect of coal on the phosphorus content in the H-concentrate arises from changes in the difficulty of mechanically liberating the metallic iron from the phosphorus bearing minerals.