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.     

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．     

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.     

云南某褐铁粗精矿强化还原焙烧—弱磁选试验研究

针对云南某褐铁矿选厂强磁选后得到的铁粗精矿品位(Fe 52.35%)较低的问题,在工艺矿物学研究的基础上进行试验研究：在催化剂添加量14%,还原剂添加量12%,焙烧温度1 050℃,焙烧时间30 min的条件下,采用“强化还原焙烧—弱磁选”工艺获得了精矿产率67.95%、品位TFe 70.89%、回收率91.94%的良好技术指标。     

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。     

鲕状赤铁矿磁化焙烧—磁选—反浮选降磷试验

鄂西宁乡式鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,SiO2、Al2O3、P等杂质含量高,用其生产的铁精矿很难达到冶炼要求.针对铁品位为43.76%,磷含量为0.84%的鄂西鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究,通过对磁化焙烧温度、磁化焙烧时间、还原煤的配比等影响因素的条件试验,确定在焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,还原煤11%(质量比)的最佳焙烧条件.焙烧产品磨矿至-0.038 mm占80.54%、用永磁选机进行弱磁选,获得了铁品位54.10%、铁回收率93.19%、磷含量0.80%的粗铁精矿.进行反浮选药剂制度试验,得到了铁品位58.95%、铁综合回收率80%、磷含量0.50%的铁精矿,其最佳浮选药剂制度为NaOH 750 g/t,淀粉800 g/t,石灰500 g/t,RA-715 750 g/t,G310 107.73 g/t,浮选温度30℃.在此浮选制度下,进行一粗一精试验,精选石灰和捕收剂用量减半,可得铁品位59.87%,磷含量降至0.28%,综合回收率71.08%,综合试验结果表明,本文探索的工艺流程具有很大的可行性,能够为鲕状赤铁矿的选矿利用提供参考.     

高镁型硅酸镍矿离析提镍试验研究

云南某地的硅酸镍矿属面型风化壳矿床,资源储量大,但成分复杂、品位较低,常规选矿方法无法对其利用,是一种难选冶的矿种。根据高镁型硅酸镍矿的性质,采用氯化离析-弱磁选冶联合的方法进行条件试验研究,分别进行了氯化剂的用量试验、还原剂的用量试验、不同助剂的用量试验、焙烧温度试验、焙烧时间试验及磁选磁场强度试验,并选取最优的条件进行了重复试验。试验结果表明:氯化剂用量为30%,还原剂用量为15%,助剂选用Ca O、添加量为10%,焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为90 min,磁场强度为1.2T,为最佳的试验条件,可获得镍精矿品位8.07%,回收率75.27%的选矿指标,为合理利用硅酸镍矿提供了技术支撑。     

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.     

中州赤泥物性分析及铁回收的研究

为探索中州赤泥回收利用新途径,用热分析(TG-DSC)、SEM分析、XRD分析以及比磁化率值测定等方法,对中州赤泥基于铁回收方面的物化特性进行分析研究。采用正交试验的方法,考察了焙烧温度、焙烧时间、还原剂和添加剂用量对赤泥还原焙烧效果的影响。结果表明:在焙烧温度980℃,焙烧时间100 min,赤泥∶还原剂∶添加剂=100∶10∶4的条件下还原焙烧赤泥,经过磁选,其中的铁矿物得到了富集,精矿品位为56.91%,回收率82.25%。     

贫磁铁矿反浮选降硅试验

湖北省某地具有较为丰富铁矿资源,矿石中铁含量较低,原矿中全铁（TFe）含量约15%,属于贫磁铁矿,铁矿物的嵌布粒度较细,通过单一弱磁选很难得到全铁品位超过60%的铁精矿,针对该矿弱磁选精矿进行反浮选提铁脱硅研究,一粗一精开路反浮选流程精矿品位可达60%以上,铁回收率60%,产率50%左右.通过小型闭路试验,反浮选最终获得较好指标：精矿产率为68.57%,品位为58.62%,回收率为82.83%.     

某细粒难选褐铁矿的分选研究

对某褐铁矿进行了磁选、焙烧-磁选、重选及浮选实验研究,研究结果表明,采用强磁选工艺流程分选该褐铁矿可以获得较满意的指标。经正交试验优化后,一次磁选可使褐铁矿品位从32.91%提高到58.64%,回收率达90.87%,产率达51%;焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位达61.16%,回收率达67.39%,产率达36%。从经济且环保的角度出发,认为该细粒难选褐铁矿的分选采用强磁选工艺流程比较适宜。     

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.     

Application of multi-stage dynamic magnetizing roasting technology on the utilization of cryptocrystalline oolitic hematite: A review

A large number of studies have shown that oolitic hematite is an iron ore that is extremely difficult to utilize because of its fine disseminated particle size, high harmful impurity content and oolitic structure. To recover iron from oolitic hematite, we developed a novel multistage dynamic magnetizing roasting technology. Compared with traditional magnetizing roasting technologies, this novel technology has the following advantages: firstly, the oolitic hematite is dynamically reduced in a multi-stage roasting furnace, which shortens the reduction time and avoids ringing and over-reduction; secondly, the novel dynamic magnetizing roasting technology has strong raw material adaptability, and the size range of raw materials can be as wide as 0–15 mm; thirdly, the roasting furnace adopts a preheating-heating process, and the low-calorific value blast furnace gas can be used as the fuel and reductant, which greatly reduces the cost. The actual industrial production data showed that the energy consumption in the roasting process can be less than 35 kg of standard coal per ton of raw ore. The iron grade of the concentrate and iron recovery reached 65% and 90%, respectively.     

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。     

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%。     

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。     

含硫低品位锡尾矿的综合利用

某低品位锡尾矿中锡和硫的品位分别为０．２７％和５．０７％,具有综合回收价值,锡和硫在－０．０２５ ｍｍ粒级的分布率分别为６１．６４％和７６．７４％,综合回收难度较大. 试验结果表明,摇床和磁选均没有显著地选别效果,浮选则可以较好地达到选别的目的;选别工艺上,可先使用浮选预先脱硫,脱硫后进一步选别锡;相对于摇床,浮选能更有效地回收锡;硫化矿的存在会显著影响锡的选别,较为彻底的脱硫可改善锡的浮选指标;使用三段浮选脱硫工艺,硫的脱除率可达９０％以上;脱硫的过程中会损失部分的锡,可通过对硫粗精矿再磨后,完成锡和硫的进一步分离;通过浮选闭路流程,最终可获得硫品位和回收率分别为４２．７１％和８９．８４％的硫精矿,以及锡品位和回收率分别为３．１６％和６０．３７％的锡精矿.     

我国钢铁发展对铁矿石选矿科技发展的影响

分析了我国钢铁快速增长情况下国产铁矿石生产和进口铁矿石的比例增长情况。对我国磁铁矿石提铁降硅选矿工艺和阴离子反浮选、强磁选———细筛、磁化焙烧等难选红铁矿选矿关键技术应用现状进行了分析,对选矿设备的发展动态进行了探讨,并展望了闪速磁化焙烧等复杂难选铁矿选矿技术发展前景,提出了急待解决的高效细磨设备、耐磨防堵的细筛网、磁化焙烧新装备、反浮选浮选柱、新型磁化率计、磁铁矿阳离子反浮选药剂的研究等重要问题。