浅析李楼铁矿选矿工艺的设计

李楼铁矿60万t/a选矿厂是我国第一座利用弱磁-强磁粗选抛尾-强磁精选-强磁精选尾矿反浮选工艺处理低品位镜铁矿石的选厂,选厂建设竣工后进行了生产调试与技术改造,为后期的500万t/a选厂建设提供了设计依据.     

基于强磁预选的某氰化尾渣磁化焙烧-磁选工艺

以TFe品位为30.71%的河南某焙烧氰化尾渣为原料,采用湿式强磁预选?磁化焙烧?磁选联合工艺制备铁精粉. 结果表明,当强磁预选的磁场强度为1511.54 kA/m时,得到TFe品位44.96%、回收率78.27%的粗精矿;以该粗精矿为磁化焙烧原料,配10wt%焦粉,于750℃下磁化焙烧45 min,焙烧样经二段磨矿、二段弱磁选,当二段磨矿细度小于0.028 mm占63.9%时,可得TFe品位61.71%、回收率68.66%的铁精粉;产率为16.79%的弱磁选尾矿不含氰化物,转化为一般工业固体废物. 焙烧温度低于700℃时,部分赤铁矿未还原;焙烧温度超过800℃时,生成的磁铁矿转化成镁铁矿、铁橄榄石和方铁矿,磁铁矿含量降低,导致铁损失;焙烧温度为750℃时,磁铁矿含量最高.     

铁选车间磨前技术改造的生产实践

针对我单位铁矿技改铁矿选矿车间的实际情况，对磨前工艺、设备不断进行了优化技术改造。生产实践证明，技术改造能提前抛弃部分尾矿，提高入磨矿石品位，降低磨矿能耗，为矿山获得了良好的技术经济效益。     

预选设备——电磁滑轮

张家洼选矿厂所处理的矿石属高湿热液接触交代含铜、钴磁铁矿,其次为镁磁铁矿、赤铁矿、褐铁矿和可综合回收的铜,脉石矿物主要为蛇蚊石、透辉石、透闪石、方解石,蛭石等。采矿方法为无底柱分段崩落法,实际贫化率为25％左右,高的可达35％。 初步设计选矿采用球磨、自磨两段磨矿和脱泥、弱磁选、重选、浮选流程,产品为铁精矿,副产铜精矿。为了稳定和提高入选原矿品位,降低能耗,选厂于1988年4月增加了原矿预选作业,该作业包括采用电磁水冷式干选磁滑轮抛尾作业和从干选尾矿中手选回收红铁矿块作业。     

辽宁某含金铁矿石综合回收的选矿试验研究

辽宁省本溪市某铁矿在生产过程中发现含有金,原矿含金品位为1.47g/t,含铁品位为18.82%。通过浮选回收金+磁选回收铁的联合工艺流程,获得了比较理想的选矿工艺指标。试验矿石在磨矿细度为-0.075mm占65%的条件下,采用硫酸铜作为金载体矿物的活化剂,丁基黄药和丁铵黑药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选二次扫选的浮选工艺流程,试验取得的工艺指标为,金精矿含金品位为50.85g/t,金回收率为75.49%。浮选尾矿进行湿式弱磁场回收磁铁矿,粗精矿再磨至细度为-0.075mm 97%再选得铁精矿,试验取得的工艺指标为,铁精矿含铁品位为65.52%,铁回收率为29.42%。     

某石榴石矿选矿试验研究

某石榴石矿自然类型主要有石榴斜长角闪岩和石榴黑云斜长片麻岩两种,其中以石榴斜长角闪岩为主,针对该矿石结构特点,进行了各种工艺流程试验。通过试验结果对比,确定最终工艺为:强磁选抛尾—磨矿—重选—弱磁选—强磁选—干燥—成品。试验得到的石榴石产品的指标为:石榴石品位96.63%,回收率82.92%。     

河南某铁矿选矿试验研究

河南某地磁铁矿原矿TFe品位为13.88%、MFe(磁性铁)品位为10.15%,矿石铁物相为磁铁矿,脉石矿物为辉石、角闪石、长石、云母及绿泥石。为合理开发利用该铁矿资源,采用Ⅰ段磨矿—磁选、Ⅱ段磨矿—磁选、精矿脱磁再选的工艺,获得了TFe品位为64.57%、回收率为99.19%的铁精矿。试验获得的铁精矿仅混入了少量的角闪石、绿泥石、斜长石,纯度较高,满足GB/T 25953-2010中二级铁精矿标准。该流程简单合理、生产成本低,是处理该铁矿较为合理的选矿工艺流程。     

超贫钒钛磁铁矿综合回收铁磷选矿工艺研究

对某地超贫钒钛磁铁矿中的铁及伴生磷进行了弱磁选回收铁、浮选回收磷的试验研究。结果表明,原矿在第一段磨矿细度为-200目占50%、第二段磨矿细度为-200目占80%的条件下,通过弱磁选可获得铁品位64.42%、回收率为55.45%的铁精矿;磁选尾矿经一次粗选三次精选一次扫选,可获得品位P2O535.36%、回收率93.83%的磷精矿。     

一种低品位萤石矿的选矿工艺研究

本文以德化县金竹坑低品位萤石矿的矿石为例,原矿经破碎后,通过粗选磨矿细度试验确定磨矿细度,正交法确定药剂用量,经开路试验探索后,采用一次粗选、七次精选闭路浮选的小型闭路流程进行选矿试验,选别后获得的最终产品指标为:萤石精矿产率19.86%、萤石精矿品位96.27%、萤石回收率92.44%。     

磨矿分级流程对细粒金红石矿选别的影响

采用擦洗磨矿-重选抛尾-精矿浮选-浮选精矿磁选和化工提纯的工艺,可获得金红石精矿产率1．5096,品位RTiO2为90．80％,金红石回收率62．13％的试验指标。     

高镁磷尾矿浮选提镁试验研究

以高镁磷尾矿为研究对象,采用一段磨矿正浮选工艺对磷尾矿进行再选试验,考察了磨矿细度,抑制剂、捕收剂、煤油用量对浮选效果的影响。试验结果表明:在磨矿细度为-200目占60.85%,抑制剂硫酸用量为10kg/t、捕收剂TS用量为1200g/t、辅助捕收剂煤油用量为200g/t的条件下,MgO有较好的浮选效果,最终获得品位为21.71%,回收率为78.55%的镁精矿。     

SKT跳汰机用于锡铜矿预选抛尾的试验研究

介绍了SKT-1.2跳汰机经过适应性结构改造后，用于锡铜矿预选抛尾的试验情况。分析了矿石性质、试验方法、试验结果，并预计经济效益。试验结果表明，采用SKT-1.2跳汰机进行锡铜矿的预选抛尾，可减少进入磨矿作业的矿物总量，提高选矿厂的处理能力，节约磨矿成本，减少尾矿库的占用，预计可为企业带来可观的经济效益。     

铁尾矿综合回收磷钛的试验研究

对某地铁尾矿进行了回收磷和钛的试验研究。结果表明,原矿在-200目占52.14%的磨矿细度条件下,进行1次粗选3次精选的开路浮选试验,可得到P2O5品位为31.58%、回收率为84.21%的磷精矿,磷浮选尾矿再磨至-200目占75.18%后通过强磁选—浮选可获得品位为48.19%、回收率为42.96%的合格钛精矿。     

河北某低品位钒钛磁铁矿铁尾矿中磷回收试验研究

对河北某低品位钒钛磁铁矿选铁尾矿进行了磷矿物浮选试验,系统研究了抑制剂、调整剂和捕收剂的用量。在磨矿细度-200目为40%时,经过一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选闭路试验,可以获得品位为34.98%,回收率为91.78%的磷精矿。     

山东某铁尾矿再选实验研究

山东某铁尾矿铁品位为9. 93%,含铁矿物主要为强磁性的磁铁矿,矿物粒度较粗,-0. 074mm粒级含量为53. 19%,铁主要在0. 2～0. 045mm粒级中富集。为最大限度的回收其中的铁元素,充分开发尾矿的资源和经济价值,对其进行了再选实验研究。最终采用中磁拋尾-中磁精矿磨矿-弱磁-磁选柱精选的工艺流程,获得了产率为10. 93%,铁品位为62. 13%,回收率为68. 59%的合格铁精矿。     

鄂西铁矿除磷试验研究

对湖北鄂西某铁矿的矿石进行了浮选除磷捕收剂和调整剂的条件试验研究采用二段粗选、二次泡沫再选浮选工艺流程能获得较理想的除磷效果。在磨矿细度小于200目的比例为74.7%的开路条件下,当原矿TFe品位为52.66%,P含量为1.17%时,可获得TFe品位为57.37%、P含量为0.23%的铁精矿,TFe回收率为68.95%,P排除率达86.59%。     

用螺旋选矿机从向山硫铁矿尾矿中回收铁

前言 向山硫铁矿属于低温热液充填交代矿床,矿石呈细粒浸染状,主要有用矿物为黄铁矿,伴生矿物有磁铁矿、赤铁矿、黄铜矿、假象赤铁矿等。赤铁矿和假象赤铁矿大部分与黄铁矿交杂在一起。其矿石类型按铁的含量划分为两种含硫铁矿石:一种是铁品位在11％左右;另一种是铁品位在30～40％左右。 近年来,为了综合回收矿床中的铁矿资源,建成了磁选车间,用三台φ600×1800毫米逆流式磁选机(磁场强度为1510奥斯特)回收浮硫尾矿中的铁份,由于浮硫尾矿中含有大量的赤铁矿和假象赤铁矿,所以仅用弱磁选机只能回收少量的磁铁矿,仍有大量铁份损失于尾矿,为进一     

某磷铁矿磁选尾矿浮选磷矿物试验研究

本文对我国某磷铁矿磁选尾矿进行了磷矿物浮选试验,该矿组成复杂,上下层矿样中磷矿物可浮性差别较大,试验采用了选择性较好的磷矿物捕收剂PA-807A,有效回收了上层矿样和下层矿样中的磷矿物.开路试验中,上层矿样在磨矿细度-200目质量分数为50％时,经过一次粗选一次精选,获得了P2O5品位为31.28％,P2O5回收率为96.15％的磷精矿;下层矿样在磨矿细度-200目质量分数为80％时,经过一次粗选三次精选,获得了P2O5品位为31.76％,P2O5回收率为82.04％的磷精矿.     

某大型钼尾矿强化回收铜精矿的试验研究

本文基于某大型铜钼矿浮选的钼尾矿进行铜精矿的强化回收研究,开发出一套合理工艺来提高钼尾矿中铜精矿的充分回收。通过多元素及岩矿分析,钼尾矿中铜品位为1.075%,硫化铜占比97.81%,含铜矿物呈微细粒连生导致回收困难。通过磨矿和浮选试验确定再磨细度-0.038mm占89%,采用氧化钙、丁基黄药、2#油的药剂制度,制定一粗三精二扫工艺,获得铜精矿产率为5.78%,铜品位为21.15%,回收率为72.86%的良好指标,满足三级品铜精矿的质量要求。     

提高锂云母精矿品位及回收率的浮选工艺研究

针对江西某锂云母细原矿、粗原矿进行选矿工艺实验研究,选用十二胺作为捕收剂,硫酸作为pH调整剂,在保证锂品位的情况下,尽量提高回收率。在粗粒级矿石与细粒级矿石的比例为4:1左右的情况下,原矿品位稳定在0.6~0.8%,再磨矿细度-200目的含量为50~55%,脱泥在3~5%的情况下,经过两次粗选一次扫选,三次精选,中矿逐级返回上一级最终与原矿合并返回磨机,获得锂云母精矿矿产率13~17%,锂云母精矿的品位3.77%左右,精矿理论回收率76~86%左右。