海南矿业深部赤铁矿石预选工艺研究

对海南矿业深部赤铁矿石进行了矿石性质研究,并根据矿石性质进行了干式强磁选预选、跳汰预选试验研究。对原矿采用分级、干式强磁选、跳汰重选可以预先获得产率35.26%、铁品位55.35%、回收率49.85%的高炉块矿,抛出产率21.61%、铁品位10.83%的块状尾矿,入球磨矿量可大幅减少、节能减排效果明显。     

从米哈伊洛夫斯克采选公司选矿厂尾矿中获得赤铁矿精矿的工艺试验

俄罗斯米哈伊洛夫斯克采选公司处理赤铁矿-磁铁矿铁荚岩矿石.现有的选矿工艺流程包括4段破碎,干式磁选、4段球磨和5段湿式弱磁选.在选矿厂设计中规定对湿式弱磁选尾矿再磨后用阴离子捕收荆浮选从其中回收赤铁矿.设计获得的赤铁矿浮选精矿铁品位为58.4%.但选矿厂只生产磁铁矿精矿,其中铁回收率仅为57%.选矿厂尾矿铁品位为26%～28%.本工作提出采用强磁选-浮选和浮选-强磁选方案从选矿厂弱磁选尾矿中回收赤铁矿精矿.扩大试验结果表明,这两个流程均可获得铁品位为62.7%～61.5%,对原矿铁回收率为8%～9%的赤铁矿精矿.     

某含银多金属锰矿选矿富集工艺研究

从工艺矿物学的角度分析了某含银多金属锰矿实现锰、银分离的难点,参照类似性质矿石的处理工艺,并结合研究对象的性质特点,指出其合适的开发利用工艺为干式筛分分级-粗粒干式强磁选-细粒湿式强磁选-混合精矿湿法冶金浸出。通过实验室试验,最终获得锰品位31.59%、银品位657.9 g/t、铁品位11.72%,锰回收率90.24%、银回收率91.29%、铁回收率78.51%的混合精矿,为大规模、高效率、低成本开发利用该矿石奠定了基础。     

某锰尾矿再选试验研究

某锰尾矿中尚含有约12%的锰。为充分利用资源,采用干式强磁选工艺、湿式强磁选工艺和干湿联合强磁选工艺对该锰尾矿进行了回收锰的的再选试验研究。试验结果表明：磨矿-湿式强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为35.41%和80.37%的锰精矿,干湿联合强磁选工艺可以获得锰品位和锰回收率分别为34.45%和82.35%的锰精矿;两种工艺相比,后者可减少43%以上的入磨量,因而更为经济合理。     

印度尼西亚HARITA铁矿石选矿试验

印度尼西亚HARITA铁矿石属于难选氧化铁矿石,矿石中铁矿物以褐铁矿和假象赤铁矿为主,且矿石含泥较多。根据矿石性质对其进行选矿试验,首先将原矿洗去矿泥后筛分成40~6 mm块矿和-6 mm粉矿,然后对块矿进行干式强磁选,再将干式强磁选尾矿和粉矿合并磨至-0.076 mm占55%后进行弱磁选—高梯度强磁选,并对洗出的矿泥进行单独弱磁选,最终获得了铁品位为59.14%、铁回收率为57.92%的块精矿和铁品位为61.41%、铁回收率为21.61%的粉精矿,两种精矿总的铁回收率达到79.53%。试验结果不仅为HARITA铁矿石的利用提供了依据,也为东南亚同类型铁矿资源的开发提供了参考。     

河南某红柱石矿选矿工艺研究

在对河南某红柱石矿矿石性质进行研究的基础上,通过大量试验确定了干式强磁选抛尾-重介质粗选-分级干式强磁精选-摇床和湿式强磁选强化回收的选别工艺流程。采用该流程,取得了精矿总产率为5.46%,总纯度为97.11%,红柱石总回收率为65.95%的试验指标,为该矿的开发利用提供了可行性技术方案。     

提高某低品位混合型铁矿石回收率的选矿试验

新疆某铁矿选厂采用弱磁选-强磁选-重选工艺处理低品位混合型铁矿石,虽然铁精矿品位可达65%,但回收率仅50%左右。为此采用干式预选-弱磁选-强磁选-反浮选工艺对该矿石进行了旨在提高回收率的选矿试验。试验结果表明,干式预选可先抛弃占原矿约20%的废石,最终精矿铁品位为65.25%,回收率达69.28%,比现场生产指标提高了约19个百分点。     

从碎云母尾矿中回收铁及独居石锆石的选矿试验

以河北省灵寿县某碎云母矿石的风选尾矿为对象,进行了综合回收其中铁矿物、独居石和锆石的选矿试验。结果表明,将该尾矿先通过摇床重选分离出重砂,对重砂采用弱磁选-湿式强磁选-干式强磁选-摇床重选联合工艺流程进行选别,可获得铁品位为60.86%的铁精矿、REO品位为61.13%的独居石精矿和(Zr,Hf)O₂品位为60.38%的锆石精矿,3种精矿的金属回收率分别为74.27%、70.36%和65.64%。     

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。     

某微细粒铁矿石选矿新工艺研究

某铁矿石主要有用铁矿物为磁铁矿但嵌布粒度微细,选别比较困难。为了给该类矿石的经济高效开发利用提供技术依据,进行了原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-三段阶段磨矿-弱磁选和原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-两段阶段磨矿-磁选-细筛分选-筛下磁选柱精选-中矿再磨-磁选两个工艺流程试验。对比试验结果表明,采用原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-两段阶段磨矿-磁选-细筛分选-筛下磁选柱精选-中矿再磨-磁选工艺流程在最终磨矿粒度为-0.043 mm 80%时,可以获得精矿产率为20.20%,铁品位为65.48%,其中磁性铁品位为64.78%,铁回收率为58.15%,磁性铁回收率为94.72%的选别指标。     

某含铜铁矿石选铁工艺试验研究

对铁品位34%左右的某铜铁矿山选铜尾矿进行了单一强磁选、强磁选-重选、强磁选-磨矿-反浮选、强磁选-磨矿-强磁选-反浮选、磨矿-强磁选-反浮选的多方案试验研究, 经对比分析, 最终确定采用磨矿-强磁选-反浮选工艺, 可获得精矿铁品位63.17%、回收率70.30%的良好指标。     

河北某极贫铁矿石选矿试验

河北某极贫铁矿石铁品位仅15.69%,铁的赋存形式主要为磁铁矿（50.16%）。为了给该矿石的开发提供技术支撑,采用干式预选-阶段磨矿-阶段弱磁选和干式预选-阶段磨矿-细筛-阶段弱磁选流程就矿石中磁铁矿的回收进行了选矿试验,分别获得了铁品位为66.12%,铁回收率为50.14%和铁品位为66.20%,铁回收率为49.87%的铁精矿。根据试验结果,结合国内选矿实践,将干式预选-阶段磨矿-细筛-阶段弱磁选流程作为推荐流程。     

尖山铁矿石预选试验

对尖山铁矿石进行了干式磁选抛废和湿式磁选抛废两种方案的对比试验。采用干式磁选可抛除产率9.81%的尾矿,精矿磁性铁回收率为98.47%,采用湿式磁选可抛除产率19.32%的尾矿,精矿磁性铁回收率为97.96%。在精矿磁性铁回收率相近的条件下,湿式预选抛废效率更高。     

河北某难选赤铁矿强磁选—反浮选试验研究

采用阶段磨矿—阶段强磁选—强磁选精矿反浮选工艺流程对铁品位不到25%的河北某难选赤铁矿石进行选矿试验,在-0.074mm占96.20%的最终磨矿细度下,取得了精矿产率为25.43%,铁品位为66.27%,铁回收率为68.49%,总尾矿铁品位为10.39%的选别指标。     

拜耳法赤泥中铁的强磁选预富集-深度还原-弱磁选试验

拜耳法生产Al₂O₃过程中产生的赤泥中含有大量的难回收铁矿物,有效地回收这些铁矿物既是对资源的高效利用,又有利于减少污染物排放。采用强磁选预富集-深度还原-弱磁选工艺对铁品位为39.42%的山东某拜尔法赤泥进行了选铁试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 占80.75%,强磁选背景磁感应场强为1.2 T情况下,可获得铁品位为52.89%、铁回收率为59.85%的强磁选预富集精矿;强磁选预富集精矿在烟煤用量为24.27%（烟煤与强磁选预富集精矿的质量比）,深度还原温度为1 300 ℃、时间为45 min,还原焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占38%,弱磁选磁场强度为72.03 kA/m情况下,可得到铁品位为91.25%,铁作业回收率为96.90%、对赤泥回收率为57.99%的金属铁粉,较好地实现了赤泥中铁矿物的回收。试验确定的工艺简单、稳定、可靠,有较高的工业应用价值。     

从高炉瓦斯灰回收铁的试验研究

对包钢瓦斯灰进行了工艺矿物学分析,并进行了弱磁选一高梯度强磁选和磁化焙烧一弱磁选工艺试验研究.结果表明,弱磁选一强磁选试验能回收大部分铁矿物,并且使铁矿物与碳、锌等矿物得到有效的分离,铁精矿的品位达到55.42%,回收率79.48%;另外在磁化焙烧一弱磁选最佳试验条件下能获得铁精矿品位60.70%,回收率达到70%以上.     

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%。     

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     

山东某铁矿选矿工艺研究

山东某磁铁矿在工艺矿物学研究的基础上进行了3种选矿工艺的研究对比,采用原矿筛分分级-干式磁选- 湿式粗粒磁选-连续磨矿-弱磁选原则流程,〖JP3〗可获得铁品位为66.21%、回收率为69.10%铁精矿;采 用原矿筛分分级-干式磁选-湿式粗粒磁选-2段阶段〖JP〗磨矿-弱磁选流程,可获得铁品位为66.48%、 回收率为68.58%的铁精矿;采用原矿筛分分级-干式磁选-湿式粗粒磁选-3段阶段磨矿-弱磁选流程,可 获得铁品位为66.61%、回收率为68.47%的铁精矿。试验结果表明：与原则流程相比,3段阶段磨矿可有效提 高铁精矿质量降低磨矿量,有效节省磨矿费用。     

贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用强磁选-反浮选工艺对贵州赫章鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究。在磨矿细度-0.075 mm占77.50%,磁感应强度1.55 T和棒介质的条件下进行1次强磁选粗选;强磁选粗精矿在磨矿细度-0.038 mm占84.00%,磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次精选;强磁选粗尾矿在磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次扫选,然后精选尾矿和扫选精矿合并返回磨矿闭路流程,获得铁品位52.13%,磷含量0.45%,回收率72.16%的铁精矿。采用高效调整剂和高效捕收剂将强磁选精矿进行1次反浮选,获得了铁品位56.14%,磷含量0.22%,回收率62.48%的铁精矿。强磁选-反浮选工艺为开发利用该地鲕状赤铁矿提供了可行的依据。