某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。     

镜铁矿粉矿回转窑磁化焙烧-磁选试验研究

以碳作为还原剂,对某镜铁矿0～15 mm粒级粉矿进行了回转窑磁化焙烧-磁选试验研究。结果表明,还原剂与镜铁矿配比为2.5%,在焙烧温度820 ℃、焙烧时间30 min条件下经回转窑磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.048 mm粒级占80%,在磁场强度120 kA/m条件下弱磁选获得铁精矿,其中给矿粒级0～0.5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.27%、平均铁回收率83.24%; 0.5～1.0 mm粒级所得弱磁选精矿平均全铁品位57.55%、平均铁回收率82.92%; 给矿粒级1～5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.58%、平均铁回收率89.31%,给矿粒级5～15 mm所得弱磁选精矿全铁品位58.36%、铁回收率84.40％; 全粒级弱磁选精矿平均全铁品位57.70%、平均回收率84.97%。     

海南石碌铁矿石磁化焙烧——弱磁选试验

海南石碌铁矿石铁品位为40.21%,主要有害成分硫含量达1.32%,铁主要以赤铁矿的形式存在,分布率达73.56%。为确定该矿石的合理开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明,采用预富集—磁化焙烧—弱磁选工艺处理试样,在磨矿细度为-0.074 mm占62.18%的条件下,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回反浮选流程脱硫,1次中磁选+1次强磁选预富集,进入磁化焙烧—弱磁选工艺的矿量减少了16.50%,预富集精矿铁品位为45.61%、S含量为0.54%;预富集精矿在还原温度为520℃、还原剂浓度为30%、还原时间为20 min,弱磁选给矿细度为-0.038 mm占90%的情况下可获得铁品位为66.86%、回收率为92.27%的铁精矿,试验指标良好。     

西北某难处理铁矿选矿试验研究

针对西北某铁矿矿物组成、嵌布关系复杂及嵌布粒度较细的特点,进行了选矿试验研究。试验结果表明:原矿在焙烧温度700℃、焙烧时间50 min条件下,进行中性焙烧后,再经磨矿-弱磁选-弱磁选尾矿强磁选流程处理后,可获得铁品位为66.85%、回收率为45.67%的弱磁选精矿和铁品位为62.80%、回收率为38.98%的强磁选精矿,综合精矿铁品位为64.92%、回收率为84.65%。     

马钢罗河矿尾矿预富集—悬浮磁化焙烧—磁选技术研究

马钢罗河矿选矿厂铁尾矿TFe品位高达13%以上,具有一定回收价值。采用预富集—悬浮磁化焙烧—磁选工艺对罗河矿尾矿开展试验研究。结果表明:试样经一阶段磁选—磨矿—二阶段磁选,磁选混合精矿1粗2精2扫浮选流程分选后,获得的预富集精矿铁品位为29.17%、铁回收率57.91%、硫含量0.402%;预富集精矿在焙烧温度540℃、还原时间30 min、还原气体浓度60%、气体流量600 mL/min、还原剂H2与CO体积比为3∶1、焙烧产品磨矿细度-0.023 mm占95%、磁选场强159.2 kA/m的条件下,最终可获得精矿铁品位64.30%、回收率45.90%、S含量0.110%的技术指标。磁选精矿中主要铁矿物为磁铁矿,且磁性铁矿物中铁的分布率高达98.26%,脉石矿物主要为石英,含量为6.32%。悬浮磁化焙烧—磁选技术有效地回收了尾矿中的铁元素,为马钢罗河矿尾矿的开发利用提供了技术支撑。     

某低品位高磷赤铁矿磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺研究

采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm²/g提高到1 865 cm²/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。     

鞍千贫赤铁矿石预富集试验

鞍千贫赤铁矿石铁品位为16.67%,铁主要以赤铁矿的形式存在,铁在赤铁矿中分布率为72.77%,主要脉石矿物为石英。为了开发利用该低品位铁矿石,进行了预富集试验。结果表明：采用湿式强磁预选-磨矿-弱磁选-强磁选工艺预富集,矿石在给料粒度-3 mm、背景磁感应强度为0.8 T、立环转速2.0 r/min、冲次频率200次/min条件下强磁预选,预选精矿在磨矿细度-200目占95%,磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,背景磁感应强度为0.8 T条件下强磁选,可获得TFe品位47.04%、回收率为80.25%的预富集精矿。试验结果可以为我国贫赤铁矿石的强磁预选提供参考。     

弓长岭选矿厂尾矿预富集粗精矿单独再磨再选试验

弓长岭一选厂及二三选厂铁尾矿全铁品位在10%以上,主要杂质成分为SiO2,有害成分S、P含量均较低,-200目含量接近60%。现场预富集粗精矿返回主流程的二段磨矿系统,导致系统运行状况不理想,磨矿系统循环量大、球磨机利用系数和磨矿效率低,最终导致精矿TFe品位不高。为解决该问题进行了选矿试验,结果表明,中强磁选（358.28 kA/m）预富集粗精矿单独再磨至-500目40%情况下,采用1次弱磁粗选（71.66 kA/m）、1次磁选柱精选（63.70 kA/m、上升水流12 L/min）流程处理,最终获得铁品位65.40%、回收率14.47%的精矿。研究表明,中强磁选预富集—陶瓷介质搅拌磨机磨矿—弱磁粗选—磁选柱精选流程是处理弓长岭磁铁矿尾矿的高效流程。     

某含铜高硫磁铁矿石选矿试验

针对某磁铁矿石中含铜且磁黄铁矿含量高的特点,采用弱磁选-弱磁选精矿反浮选脱硫-弱磁选尾矿浮铜工艺进行选矿试验,获得了铁品位为66.85%,铁回收率为67.82%,硫含量仅0.20%的铁精矿和铜品位为23.40%,铜回收率为64.06%的铜精矿以及硫品位为23.05%的附加产品硫精矿,实现了铁、铜、硫的综合回收。草酸对磁黄铁矿的选择性活化作用和新型捕收剂CYS对磁黄铁矿的强捕收能力是磁铁矿与磁黄铁矿得以高效分离的关键。     

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%。     

贵州观音山菱铁矿选矿试验

为有效利用贵州观音山地区的菱铁矿资源,对该矿石进行了重选、强磁选及磁化焙烧-弱磁选试验。结果表明：重选和强磁选都难以获得品位合格的铁精矿;在焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、还原剂用量为4%、最终磨矿细度为-325目占80%、磁感应强度为150 mT的条件下,观音山菱铁矿经过磁化焙烧和两段磨矿、两段弱磁选,可以获得铁品位为64.41%、S和P含量分别为0.19%和0.024%、铁回收率为87.41%铁精矿。     

遵义高铁硫低品位碳酸锰矿石选别试验

遵义高铁硫低品位碳酸锰矿石直接浸出存在处理量大、成本高、工艺复杂等问题。为解决该问题,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验。研究表明,对于碳酸锰占总锰的93.45%,铁硫主要以黄铁矿形式存在、各主要矿物嵌布关系密切的矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下采用强磁选-强磁选精矿再磨（-0.037 mm占65%）-反浮选-强磁选尾矿螺旋溜槽+摇床重选选硫流程处理,获得了Mn品位为26.01%、含Fe7.31%、含S 0.76%、Mn回收率为91.85%的锰精矿,以及S品位为38.47%、S回收率为72.54%的综合硫精矿,锰精矿S、Fe剔出率分别达92.30%和59.37%。矿石抛出产率为42.43%的尾矿和9.03%的硫精矿后,锰品位从13.75%提高至26.01%,这为后续浸锰创造了良好的条件。可减少后续电解金属锰的酸耗、氨耗及渣的处理费用等,为企业创造显著的经济效益。     

采用磁选工艺改善梅山铁矿铁精矿的质量

梅山铁矿所产铁精矿因含磷、硫杂质高, 无法满足冶炼的要求。采用磁选工艺处理脱硫铁精矿能有效降低铁精矿的磷、硫含量以及铁精矿的粘性。工业试验结果表明, 对于含铁52.77 %, 磷0.399 %, 硫0.440%的脱硫铁精矿, 经过弱磁- 强磁流程选别, 可获得含铁56.08 %, 磷0.246 %, 硫0.29%的自熔性铁精矿, 铁回收率为94.51 %。     

云锡公司某锡尾矿预抛及铁回收试验研究

云锡公司二次资源锡尾矿中有价元素品位较低,主要目的矿物钨、锡均达到“双零”级别,考虑到综合回收目的元素价值有限。需要先进行预抛和回收铁矿物,以降低粗粒级和铁矿物对后续作业的干扰,同时节约后续选别成本,对锡尾矿进行筛分预抛、弱磁选、强磁选试验研究。试验结果表明,当采用筛分粒径为0.150mm、磁滚筒磁场强度为0.12T；高梯度磁选机磁场强度0.4T、矿浆流量为12L/min、脉动冲次为200次/min、磁介质为3.0mm。最终可获得粗粒级抛除率12.64%,弱磁选Fe精矿品位54.83%、回收率4.83%,强磁选Fe精矿品位42.52%、回收率8.26%。     

某铁矿尾矿综合回收工艺研究

对某含铁21.77%、铜0.20%、硫1.03%的尾矿砂的化学成分及主要矿物物相进行了分析,并针对性地制定了铁、铜、硫回收试验的弱磁-强磁-还原焙烧-弱磁-铜硫混浮-铜硫分离原则流程,在试验确定的最优工艺技术条件下,获得了产率20.39%、铁品位61.62%、回收率57.71%的铁精矿,铜品位14.57%、回收率3.21%的铜精矿,硫品位38.21%、回收率10.95%的硫精矿。得出铁矿物回收经济效益显著、铜硫矿物回收效益不理想的结论。     

高铝高硅褐铁矿钠化焙烧-磁选试验研究

针对某高铝高硅难选褐铁矿(Al₂O₃含量26.11%、SiO₂含量13.88%)进行了钠化焙烧-磁选试验研究。通过单因素试验和正交试验探讨了钠盐种类、钠盐用量、焙烧时间、焙烧温度、磁选粒度、磁选强度对选别指标的影响, 结果表明, 在焙烧温度1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na₂CO₃用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/m条件下可获得铁品位57.91%、铁回收率97.50%的铁精矿。钠化焙烧后产品再经阶段磨矿、阶段磁选可获得铁品位62.04%、铁回收率60.90%的铁精矿。     

还原焙烧赤泥-综合回收铁铝研究

通过单因素试验系统研究了还原焙烧赤泥过程中各因素对铁铝回收效果的影响。结果表明, 控制配碳质量比15%, 在焙烧温度800 ℃、钙硅比2.6、碱比1.5条件下焙烧60 min, 通过氢氧化钠调整液浸出铝和磁选回收铁, 铝溶出率达到83.8%, 铁回收率在95.0%以上, 铁精矿品位62.0%左右。磁选尾矿钪含量约为200 g/t, 满足工业利用要求。     

广东某含铁钨矿选矿试验

对以白钨矿和磁铁矿为主的广东某含铁钨矿,采用优先脱硫-弱磁选选铁-常温浮选白钨的原则流程进行了选矿工艺研究。结果表明,采用1粗1扫脱硫、1粗1精弱磁选选铁、1粗3扫5精浮选选钨流程处理该矿石,最终获得了铁品位为64.72%、回收率为58.72%的铁精矿,WO₃品位为56.38%、回收率为86.45%的钨精矿,硫品位为25.54%、回收率为71.13%的硫精矿。     

某含铜鲕状赤铁矿选矿试验

四川西部地区某含铜铁矿石中铁主要以鲕状赤铁矿形式存在，铜主要以结合氧化铜形式存在。对该矿石进行了氯化离析-浮选-弱磁选试验，结果表明：将矿石在氯化钠和焦炭用量均为7%、离析温度为950 ℃、离析时间为60 min的条件下进行氯化离析焙烧后，经1粗2精3次浮选，可以得到铜品位为19.64%、铜回收率为82.41%的铜精矿，浮选尾矿经1次弱磁选，可以得到铁品位为65.86%、铁回收率为78.62%的铁精矿。