贵州某难选褐铁矿磁化焙烧弱磁选试验研究

介绍了贵州某铁矿的矿石性质。分析了铁矿物嵌布特性、共生关系、磨矿与选别难易程度。重点介绍了在磁化焙烧-弱磁选正交条件优化试验基础上,采用磁化焙烧-磨矿分级-细粒弱磁-粗粒再磨-弱磁选工艺,最终铁精矿品位61.22%、回收率77.82%等试验研究情况。     

贵州某难选褐铁矿磁化焙烧弱磁选试验研究

介绍了贵州某铁矿的矿石性质。分析了铁矿物嵌布特性、共生关系、磨矿与选别难易程度。重点介绍了在磁化焙烧-弱磁选正交条件优化试验基础上,采用磁化焙烧-磨矿分级-细粒弱磁-粗粒再磨-弱磁选工艺,最终铁精矿品位61.22%、回收率77.82%等试验研究情况。     

难选褐铁矿流态化磁化焙烧—弱磁选工艺研究北大核心

某低品位复杂难选铁矿,铁主要以褐铁矿形式存在,褐铁矿与脉石矿物紧密共生,导致强磁选精矿铁品位偏低,难以获得合格铁精矿。通过试验发现,采用高梯度强磁选预富集—流态化磁化焙烧—弱磁选工艺可以高效利用该褐铁矿,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气氛和气量,以及焙烧产品磨矿细度、磁感应强度等参数对强磁精矿磁化焙烧指标的影响。同时,详细分析了焙烧前后试样中铁物相及嵌布特征的变化情况。结果表明,针对铁品位36.58%、粒度为-0.074 mm占83.73%的强磁精矿,在焙烧温度500℃、焙烧时间15 min、还原气体CO浓度20%、总气量600 mL/min,焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占90%、磁场强度0.15 T的试验条件下,采用流态化磁化焙烧—弱磁选工艺,最终获得了产率59.01%、铁品位58.69%和铁回收率85.89%的铁精矿。研究结果为该类难选铁矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。     

四川某难选褐铁矿选矿试验研究

针对四川某难选褐铁矿性质和特点,采用重选、强磁选、强磁-反浮选工艺进行选矿试验,所得铁精矿品位和回收率都很低;在条件优化试验基础上,采用磁化焙烧-磁选-反浮选工艺,最终可获得铁品位60.59%、回收率79.30%的铁精矿。该试验研究为四川某褐铁矿的开发利用奠定了基础,同时对于其他类似铁矿开发利用具有一定的参考价值和指导意义。     

贵州某难选低品位褐铁矿选矿工艺试验

贵州某低品位褐铁矿主要以针铁矿、菱铁矿和少量磁铁矿、黄铁矿形式存在,属于难选铁矿石,常规的磁选、浮选、磁化焙烧—弱磁选均不能获得满意的指标。试验采用氯化还原焙烧—弱磁选工艺流程处理该矿石,获得了铁精矿品位为60.96%,回收率为87.16%的良好指标,为该矿石的开发利用提供了新思路。     

贵州某难选低品位褐铁矿选矿工艺试验

贵州某低品位褐铁矿主要以针铁矿、菱铁矿和少量磁铁矿、黄铁矿形式存在,属于难选铁矿石,常规的磁选、浮选、磁化焙烧—弱磁选均不能获得满意的指标.试验采用氯化还原焙烧—弱磁选工艺流程处理该矿石,获得了铁精矿品位为60.96％,回收率为87.16％的良好指标,为该矿石的开发利用提供了新思路.     

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。     

关于江西某褐铁矿选矿工艺的探讨

江西某铁矿主要为褐铁矿,该矿含泥含水大且可选性差。本研究采用浮选、重选、磁选和磁化焙烧等选矿方法进行了试验研究。试验表明,在原矿品位37.16%的情况下,磁化焙烧工艺可获得铁精矿品位在65%左右,回收率80%左右的技术指标。如果从当地能源情况和经济方面考虑,也可采用,弱磁选-强磁选-正浮选工艺或者分级-重选-细粒浮选工艺联合流程。     

国外某褐铁矿预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺研究

对国外某褐铁矿进行了选矿工艺研究。采用预洗矿-磁化焙烧-弱磁选工艺, 当磨矿细度为-0.075 mm粒级占97.75%, 最终可获得铁精矿产率65.25%、TFe品位63.59%、回收率84.18%的指标。通过对比试验论证了对该类褐铁矿进行预洗矿的必要性。     

贵州某褐铁矿可选性试验

为确定贵州某褐铁矿的开发利用方案,进行了磁化焙烧-弱磁选工艺技术条件研究。结果表明,在煤粉添加量为8%、焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、焙烧产物磨矿细度为 -0.074 mm占75%、弱磁选磁场强度为151.27 kA/m情况下,采用1粗1精1扫、中矿集中返回流程处理该矿石,可获得铁品位为61.14%、铁回收率为89.80%的铁精矿。     

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。     

辽宁某1 400 m深部铁矿石选别工艺研究

辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明：矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。     

从尾矿中回收钛铁矿的试验研究

攀枝花某钛铁矿选矿厂尾矿库中尾矿TiO₂和TFe品位分别为10.28%和10.38%,采用弱磁选铁-强磁预富集钛-浮选工艺回收其中的铁和钛。弱磁选铁可获得铁品位57.5%、回收率22.19%的铁精矿;弱磁选铁尾矿经强磁预富集得到TiO₂品位15.63%、回收率79.69%的强磁钛粗精矿;强磁钛粗精矿经一次粗选一次扫选四次精选浮选闭路试验可获得TiO₂品位45.97%、对强磁钛粗精矿回收率76.32%、对尾矿库尾矿回收率60.82%的钛精矿。该工艺实现了钛铁矿尾矿二次资源的综合利用。     

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。     

某高铁菱锰矿选矿试验研究

对某高铁菱锰矿进行了选矿试验研究。原矿中菱锰矿矿物粒度细,多呈鲕状结构产出,与大量菱铁矿形成连续的类质同象系列,完全解离困难。采用湿式弱磁选-高梯度强磁选流程,在0.11 T(弱磁)/1.65 T(强磁)条件下,可获得Fe品位29.22%、Mn品位11.13%的精矿。     

调军台选矿厂浮选尾矿再选试验研究

由于现阶段国内、外铁矿资源紧张,本着资源充分开发利用的原则,针对调军台选厂浮选尾矿的性质,在实验室进行了强磁抛尾,强磁精再磨,弱磁反浮选试验,取得入选尾矿品位15．15％,终精品位66．70％,产率4．47％,回收率19．68％的指标。     

梅山强磁选尾矿强磁再选—分步浮选试验研究

梅山铁矿石中弱磁性铁矿物含量很高,主要为赤铁矿和菱铁矿,造成强磁选尾矿的铁品位高,有较多的的赤铁矿和菱铁矿没有被回收。对该尾矿先采用较高的磁场强度进行强磁再选,然后再对强磁再选精矿通过分步浮选进行菱铁矿与其他矿物的分离及赤(褐)铁矿与脉石矿物的分离。试验获得的最终精矿铁品位为42.75%,高于目前生产过程中强磁扫选的精矿品位,略低于强磁粗选的精矿品位,可以提高梅山铁矿选矿厂铁回收率5个百分点以上。     

复杂难选氧化铜矿高效利用工艺研究

以某含铜2.08%的难选氧化铜矿为研究对象, 针对其结合铜含量高、赋存在氧化铁矿中的铜含量大的特点, 分别进行了直接酸浸、浮选、浮选-强磁选-强磁尾分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸以及强磁选-强磁精酸浸-强磁尾浮选4种工艺对比试验。结果表明, 采用浮选-强磁选-分级-(磁精矿+强磁尾细粒)酸浸工艺流程指标较佳, 浮选获得了铜精矿铜品位22.84%、铜回收率69.49%, 酸浸铜回收率26.40%, 全流程铜总回收率为95.89%。