内蒙古某细粒低品位磁铁矿选别工艺研究

根据内蒙古某细粒低品位磁铁矿的矿石性质,以降低生产成本为出发点,采用阶段磨矿、阶段磁选工艺,可获得高品位铁精矿,在原矿全铁含量为14.03%、磁性铁含量为9.14%的条件下,最终可获得铁精粉产率12.73%,铁精粉全铁品位67.81%,磁性铁品位66.58%,全铁回收率61.52%,磁性铁回收率92.69%的选别指标.     

某磁铁矿可选性试验研究

对某磁铁矿进行工艺矿物学研究,查明该矿石全铁含量为54.90%,主要的磁性矿物为磁铁矿。针对该磁铁矿性质,制定了弱磁选流程方案。试验流程为一次弱磁选粗选和一次弱磁精选。试验研究结果表明,磨矿细度为-0.074mm占55.77%、弱磁选粗选和精选的磁场强度均为66mT时,可以获得品位64.53%、回收率87.99%的铁精矿,富集比为1.18,选矿比为1.41。     

伊朗某磁铁矿选矿试验

通过对伊朗某全铁品位为51.30%,磁性铁品位为45.11%的高品位磁铁矿进行选矿试验研究,经试验分析确定对原矿采用单一弱磁选工艺回收。小型试验结果表明:原矿经阶段磨矿—弱磁选试验流程分选后,可获得产率为63.34%、全铁品位为68.18%,全铁回收率为84.15%的铁精矿。     

公厂磁铁矿选矿工艺流程研究

从光谱分析、多元素分析、铁物相分析几方面对公厂铁矿矿石性质进行了研究。得出,除铁元素外,尚无其它已达到工业品位的可利用元素,原矿中硫、磷含量不超标;矿石中主要含铁矿物以磁铁矿为主,弱磁性及非磁性铁矿物含量很少。对公厂铁矿矿石先后进行了原矿干选试验、干选精矿不同磨矿细度条件下的磁选管试验、不同磁场强度试验、阶段磨矿磁选试验以及流程试验。试验结果表明:原矿破碎至-15mm后经过干选,经第一段磨矿后,干选精矿中细度为-200目占35%;经一次磁选后,精矿再经第二段磨矿,磨矿细度为-200目占到85%,再经2次磁选后可获得产率为37.29%、品位为60.54%、回收率为83.62%的铁精矿。当磨矿细度达-200目超过95%时,可获得品位在62%以上的铁精矿。对最终的精矿进行检测,酸碱度测定表明精矿为酸性,多元素分析显示S、P含量未超标。     

河北某磁铁矿石选矿试验

河北某磁铁矿石铁品位为38.54%,主要有用矿物为磁铁矿,为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿经干式磁选抛尾—湿式粗粒磁选抛尾—磨矿—1粗1精弱磁选流程选别,可获铁品位65.67%、铁回收率83.95%、磁性铁回收率96.09%的铁精矿,为开发利用该矿石提供了技术依据。     

国外某低品位微细粒磁铁矿石选矿工艺研究

国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO₂含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明：采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 （-0.076 mm占90%）-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨（-0.038 mm占95%）再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。     

四川某磁铁矿矿石改扩建选矿流程中细筛工艺的应用

四川某铁矿石主要有用矿物为磁铁矿。随着矿石向深部开采,现有工艺流程已不适于其深部矿石,在对深部矿石进行选矿工艺实验研究时,引入细筛工艺,大大降低了第二段磨矿的细度,降低其能耗。研究结果表明,采用干式磁选预选-二段磨矿二段磁选-磁选精矿细筛的选矿工艺流程,可获得全铁品位60.24%、全铁回收率88.67%的铁精矿。     

磁重分选机在微细复杂磁铁矿选矿中的应用研究

某酸性微细粒原生磁铁矿矿石,原矿品位TFe38.9%,在详细条件试验的基础上,最终确定采用粗粒(-3mm)磁选抛尾—阶段磨矿(最终磨矿细度-0.045mm 95%)-阶段磁选-磁重分选流程,可得产率37.96%(选矿比2.63)、品位TFe62.09%、全铁回收率60.59%的铁精矿,选别指标较好。该工艺流程结构简单,经济实用,为开发同类或近类矿石提供借鉴意义。     

某极贫磁铁矿石选矿工艺试验

河北某低品位磁铁矿石全铁含量为14.60%,磁性铁为7.81%,为合理利用该资源,分别采用湿式预选—阶段磨矿—全磁选工艺流程和粗粒湿式预选—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。试验分别获得了铁品位为66.19%、铁回收率为53.34%和铁品位为66.14%、铁回收率为53.40%的铁精矿,根据试验结果最终推荐湿式预选—阶段磨矿—细筛—阶段弱磁选流程为合理利用该极贫磁铁矿切实可行的选别流程。     

云南省允沟混合型铁矿选矿试验研究

云南省允沟铁矿属于混合铁矿石类型,原矿铁品位为43.44%,主要以磁铁矿和赤、褐铁矿的形式存在。有害元素硫、磷、砷含量较低,对矿石的利用不造成影响。通过对该矿石原矿性质的研究,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的条件下,采用弱磁选一强磁选,可以获得品位61.55%、铁回收率为85%的铁精矿;适度增加磨矿细度可以获得品位更高的铁精矿。     

某低品位铁矿石的选矿工艺研究

对某低品位磁铁矿石进行了可选性实验研究,研究结果表明,该矿石为粗粒嵌布低品位磁铁矿石,阶段磨选工艺可有效实现节能减排、降本增效的目标。其适宜的磨矿细度为一、二段磨矿产品-200目含量分别占60%和85%;粗选、精选磁场强度均为120 kA/m。最终精矿铁品位达66.58%,回收率达81.34%,取得较好的选矿技术指标。     

齐大山铁矿选矿工艺优化研究

齐大山铁矿矿石铁品位为31.56%,其中FeO含量为6.59%,主要铁矿物为赤铁矿和磁铁矿,原采用阶段磨矿-粗细分级-重选-磁选-阴离子反浮选工艺,对微细粒铁矿物回收效果差。为改善细粒铁矿物的回收效果,提高选厂经济效益,对齐大山铁矿石开展了选矿工艺优化研究。结果表明：当一段磨矿细度为-0.074 mm占65%,二段磨矿细度为-0.074 mm占90%时,采用阶段磨矿-粗细分级-阶段重选-磁选-阴离子反浮选流程处理矿石,可以获得铁品位和回收率分别为66.80%和82.90%的综合精矿,其中重选精矿占比高达70.21%,弱磁选精矿占比为7.57%。一段螺旋溜槽粗选尾矿直接给入磁选-反浮选,能有效避免微细粒级铁矿物的损失;降低旋流器分级作业沉砂粒度,增加重选作业处理量;增加弱磁精选作业,直接产出最终精矿等措施,对降低浮选作业药剂用量和最终选矿成本具有重要意义。试验成果对实现鞍山式铁矿石的高效分选具有指导意义。     

青海某低品位铁矿选矿试验研究

本文以青海某低品位铁矿为研究对象,对其进行了详细的工艺矿物学研究,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究。在原矿全铁含量为33.35%,磨矿细度-0.076mm占63.7%,磁场强度为1800GS条件下,采用一步磁选即可获得全铁含量为69.60%,回收率为88.63%的铁精矿。     

抚顺某磁铁矿石制备超级铁精矿试验研究

为了确定抚顺某磁铁矿石生产超级铁精矿的工艺流程进行了选矿试验。试验采用高压辊磨闭路辊压（湿筛）—粗粒中场强磁选—磨矿分级—弱磁选—预先分级—磨矿分级—弱磁选—浮选流程处理。在高压辊磨机工作压力为8.5 MPa、一段磨矿细度为-0.075 mm占65%,高品位铁精矿高频细筛筛孔宽为0.075 mm,塔磨再磨细度为-0.038 mm占90%,高纯铁精矿1粗2精阳离子反浮选,捕收剂十二胺分段添加量为16.37+8.18+3.27 g/t情况下,可获得:全铁品位为68.01%、全铁回收率为86.21%的高品位铁精矿;全铁品位70.95%、全铁回收率为42.32%的高纯铁精矿,全铁品位为65.40%、全铁回收率为43.89%的副产铁精矿;全铁品位为71.81%、全铁回收率为17.93%、酸不溶物含量0.14%的超级铁精矿,全铁品位为67.08%、全铁回收率为68.28%的副产铁精矿。     

辽宁北票低品位磷矿选矿实验研究

对辽宁北票低品位磷灰石型磷矿进行了选矿实验研究.原矿经粗磨后,采用SA-6A作为捕收剂,碳酸钠和水玻璃作为调整剂,开路试验获得的磷精矿P2O5品位为34.04％,P2O5回收率为57.46％.闭路流程试验获得了精矿P2O5品位为34.05％,P2O5回收率为93.66％的浮选指标.选磷尾矿经再磨后,在磁选强度为1.2N/A·m的条件下,开路流程试验获得的铁精矿TFe品位为65.59％,TFe回收率为43.33％的磁选指标.     

白云鄂博云母型低品位稀土-铁矿石选矿试验研究

针对白云鄂博铁精矿杂质含量高的问题,进行分类选矿。以云母型低品位铁-稀土矿石为对象,原矿TFe品位17.48%,主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,且细粒级中分布率较高。通过阶段磨矿-弱磁选回收磁性铁,弱磁尾矿强磁-磨矿-强磁-反浮选回收弱磁性氧化铁工艺,在最佳条件下获得TFe品位为65.49%,产率为20.85%,回收率为66.77%的铁精矿,对该矿石的开发利用具有借鉴意义。     

基于MLA分析的某铜矿石选矿工艺初步研究

采用自动矿物参数分析系统(MLA)分析了某矽卡岩型铜矿矿物组成、嵌布关系,测定了不同磨矿细度下原矿及混合精矿产品的粒度分布特征及解离度特征,并根据该结果对该矿石进行了选矿工艺初步研究,确定选矿流程为：磨矿、铜硫混合浮选、粗精矿再磨、铜硫分离浮选。结果表明,在磨矿细度-74μm粒级占70%、再磨细度-20μm粒级占75%条件下,可以得到铜品位20.88%、铜回收率70.42%、银品位183.9 g/t、银回收率76.78%的铜精矿和硫品位32.65%、硫回收率91.47%的硫精矿。     

分散—絮凝对某微细粒磁铁矿弱磁精选效果的影响

甘肃某微细粒嵌布的贫磁铁矿石因最终磨矿产品粒度极细,常规弱磁选指标较差。为改善选别效果、提高分选指标,对弱磁精选前的分散—选择性絮凝条件进行了研究,并借助激光粒度分析仪对分散—絮凝效果进行了测定。结果表明:矿石在磨矿1细度为-74μm占90.43%、磨矿2细度为-30μm占93.45%、弱磁精选1分散剂六偏磷酸钠用量为500 g/t,絮凝剂CMS用量为750 g/t,矿浆p H=11情况下,采用磨矿1—弱磁粗选—磨矿2—2次弱磁精选流程处理,最终获得铁品位为62.82%、铁回收率为79.12%的铁精矿,该精矿比常规弱磁精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.28和5.08个百分点。分散—絮凝机理分析表明:在分散状态下,磁铁矿表面电荷负值较石英小,阴离子型絮凝剂CMS可通过氢键作用选择性吸附磁铁矿颗粒,显著增大磁铁矿微细颗粒的粒径,从而改善磁选效果、提高选矿指标。