从白云鄂博尾矿中回收铁的选矿试验

白云鄂博尾矿铁品位为25.71%,铁主要以磁铁矿、赤铁矿和硅酸盐形式存在。试样粒度较细,-0.023 mm粒级产率为56.03%、铁品位达到34.11%、铁分布率高达70.26%,而+0.025 mm粒级铁品位低于16%、铁分布率不足15%。为给该尾矿中铁的回收提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:试样经1粗1精弱磁选,获得了铁品位为64.10%、回收率为16.48%的弱磁选精矿;弱磁选尾矿经1粗1精高梯度强磁选,获得了铁品位为47.04%的强磁选精矿;强磁选精矿磨细至-0.023 mm占90%,以硫酸为调整剂、乳酸为抑制剂、W201为捕收剂经1粗2精1扫正浮选,正浮选精矿与弱磁精矿合并后为最终精矿,其铁品位为64.45%、回收率为58.47%。试验取得了较好的分选指标,可以为白云鄂博尾矿中铁资源的综合回收提供技术参考。     

某矿山不同复杂难选铁矿石可选性研究

某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。     

大西沟菱褐铁矿表面磁化焙烧-强磁选新工艺研究

对大西沟铁矿进行了表面磁化焙烧-强磁选预富集新工艺探索。结果表明,采用表面磁化焙烧-强磁选预富集技术,在尾矿铁损失率仅10.30%的情况下,可以将菱褐铁矿品位从23.93%提高至33.89%,抛出产率36.68%、品位仅6.72%的尾矿。表面磁化焙烧-强磁选一粗两精流程可获得强磁精矿品位42.15%、回收率69.39%,总尾矿品位仅11.44%。研究成果可为菱褐铁矿合理经济利用提供新的方案。     

高铁铝土矿悬浮磁化焙烧铁铝分离技术研究

印尼某高铁铝土矿原矿铁品位为 14.06%,铁矿物主要以赤（褐）铁矿形式存在,采用悬浮磁化焙烧—磁 选技术处理高铁铝土矿,并开展了系统的高铁铝土矿悬浮磁化焙烧试验研究。结果表明,悬浮磁化焙烧最佳条件为给 料粒度-0.074 mm占50%、焙烧温度600 ℃、焙烧时间20 min、CO浓度为20%、总气体流量500 mL/min,在此最佳条件下 进行悬浮磁化焙烧试验,焙烧产品在磁场强度为133.6 kA/m的条件下进行弱磁选,最终可获得Al2O3含量68.55%、回收 率为74.43%、铁去除率为65.63%的铝精矿。悬浮磁化焙烧技术实现铁铝高效分离,降低了原矿中铁品位和水分,大幅 度提高了高铁铝土矿的Al2O3含量,达到了除铁提铝的技术目标。     

低品位弱磁性铁矿磁选技术和工艺研究

通过对低品位弱磁性铁矿磁选技术的研究,及对内蒙古东源铁矿的调查,提出强磁干选预先粗选,湿式磨矿弱磁精选技术和工艺。干选采用永磁辊式强磁选机,水选采用CHC1545永磁筒式磁选机。在原矿全铁平均品位27.50%,磁性铁平均品位8.57%的条件下,磁选精矿品位可达67%,铁回收率95%。     

山西某微细粒铁矿石选矿工艺流程优化试验

山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明：①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选（143 kA/m）、强磁选（1 114 kA/m）工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选     

酒钢粉矿悬浮磁化焙烧扩大试验研究

针对酒钢镜铁山粉矿强磁选工艺存在的精矿铁回收率和品位均较低的问题,东北大学在对强磁预富集精矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了悬浮磁化焙烧扩大试验研究。结果表明：酒钢粉矿强磁预富集精矿TFe品位为39.02%,预富集精矿含铁矿物主要为赤铁矿和菱铁矿,铁分布率分别为67.81%、28.36%,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石;粉矿采用强磁选抛尾-悬浮焙烧-磁选-反浮选新工艺,最终获得了TFe品位60.67%、SiO₂含量4.52%的合格铁精矿,铁回收率为76.27%。与原单一强磁选工艺相比,新工艺的精矿铁品位提高了16.11个百分点,SiO₂含量降低了6.83个百分点,铁回收率提高了14.43个百分点,精矿指标有了较大幅度的提高,为下一步粉矿资源的高效利用提供了技术依据。     

梅山铁矿20～2 mm磨前预选工艺现状分析及优化研究

为提高梅山铁矿磨前20～2 mm粒级预选精度,针对现有预选流程存在的精矿中脉石夹杂、尾矿金属损失大等问题,对该粒级原矿开展了选别试验研究。试验结果表明,磨前预选20～2 mm粒级磁滑轮精矿经过精选,可得到铁品位48.96%、铁回收率83.97%的精矿,铁品位提高了5.86个百分点;采用新型高磁场力2RTGX0612筒式永磁强磁选机的精矿铁品位平均达36.79%,尾矿铁品位平均11.01%;相比现有辊式强磁选机精矿铁品位提升了2.59个百分点,尾矿铁品位降低了2.19个百分点,分选效率明显提升;在金属回收率比辊式强磁选机提升0.93个百分点的前提下,相比原辊式强磁选机精矿量（入磨矿量）减少了4.09个百分点。     

采用ZH系列组合式强磁选机回收赤铁矿尾矿中的铁

为推动赤铁矿尾矿综合回收技术的进步,在探索试验基础上,以ZH系列组合式强磁选机为核心设备,对铁品位为10.45%、铁矿物粒度较细的赤铁矿综合尾矿,采用ZH系列组合式强磁选机预富集—磨矿—ZH系列组合式强磁选机1粗1精磁选—反浮选开路流程处理,在磨矿细度为-500目占85%时,可获得铁品位为65.02%、回收率为52.88%的铁精矿。     

山西某铝土矿提铝降铁试验研究

对山西某铝土矿进行了提铝降铁试验研究,结果表明：采用1粗1精1扫浮选、1次高梯度强磁选流程处理该矿石,可以将Al₂O₃品位为从64.80%提高到72.57%,回收率达86.86%;Fe₂O₃含量从3.28%降至1.81%,去除率达57.20%;适宜的磨矿细度是取得理想分选指标的前提;六偏磷酸钠和捕收剂RL在正浮选提铝作业中发挥了主导作用;六偏磷酸钠在强磁选降铁作业中具有显著的强化分散作用。     

某铁矿强磁尾矿反浮选回收试验研究

针对我国西部某铁矿强磁选尾矿进行了反浮选回收铁资源的试验研究, 探讨了pH值、抑制剂可溶性淀粉用量、阳离子捕收剂十二胺用量对浮选指标的影响。结果表明, 在矿浆pH=10、可溶性淀粉用量2 400 g/t、十二胺用量400 g/t条件下进行一粗一精(精选药剂用量减半)闭路反浮选, 可获得铁品位43.88%、回收率50.93%的铁精矿产品。     

Effect of grinding media on zinc depression in a lead cleaner circuit

Laboratory testwork, investigating the effect of high chrome grinding media in a lead regrind application has on subsequent metallurgical performance, was conducted at a large silver–lead–zinc operation in Australia. The initial data showed that the use of a more inert grinding media could have increased zinc losses to the lead cleaner concentrate if careful attention was not paid to alloy selection.Diagnostic tests showed that iron hydroxide surface coatings generated by grinding media corrosion reactions are an effective depressant for sphalerite in this ore body, even though it is known that an excess of these coatings could depress both galena and sphalerite flotation. These tests demonstrated that a 1% chrome alloy produced the desired pulp chemical conditions to yield an increase in lead concentrate grade through the rejection of sphalerite from the lead circuit.A plant trial was conducted in one of the two parallel grinding/flotation trains, and data collected for statistical analysis. During the plant trial, pulp chemical surveys of the regrind circuit were also taken to compare the effect of grinding media on the cleaner one feed slurry pulp potentials, dissolved oxygen, pH, temperature and EDTA extractable iron.The statistical analysis showed clearly that the change to 1% chrome grinding media had a significant positive impact on improving galena/sphalerite selectivity during lead cleaner flotation and improved the lead concentrate grade. The improved metallurgical performance is explained in terms of modified pulp chemistry.     

复配阴离子捕收剂在高磷鲕状赤铁矿反浮选中的应用

对鄂西某高磷鲕状赤铁矿进行了反浮选试验研究。采用复配阴离子捕收剂915BM,通过条件试验,确定最佳浮选工艺条件为:矿浆温度25 ℃,粗选pH值为11、淀粉用量1 000 g/t、氧化钙用量500 g/t、915BM用量600 g/t,精选915BM用量200 g/t。一粗二精一扫闭路试验得到的精矿铁品位55.90%、回收率80.73%,磷含量降到0.23%。对浮选精矿、尾矿和中矿进行分析,结果表明,磷在+0.044 mm粒级中分布率相对较高,要进一步降低产品中磷含量,必须增加磨矿细度。     

新型低温捕收剂DGT-P对齐大山铁矿石的反浮选应用研究

在实验室自主研发的新型组合型捕收剂DGT-P体系下，针对齐大山铁矿选矿分厂的混合磁选精矿进行了浮选实验研究，确定了较佳的药剂制度，并考查了浮选效率。在矿浆温度20℃、pH值=10.0、捕收剂DGT-P用量800 g/t、抑制剂玉米淀粉用量1200 g/t、不添加活化剂的条件下，经过“一粗一精一扫”的浮选闭路实验，针对铁品位为48.22%的浮选给矿，可获得精矿铁品位69.23%及铁回收率91.52%的良好浮选指标。本研究表明新型低温捕收剂DGT-P是一种高效、选择性高的低温浮选捕收剂，该药剂的推广与应用将会有效解决我国铁矿阴离子反浮选过程中能源浪费问题。     

某褐铁矿选矿工艺试验研究

某地铁矿石中主要铁矿物为褐铁矿和赤铁矿,脉石矿物主要为高岭石等硅酸盐,磨矿过程中,极易泥化,导致可选性变差。采用选择性絮凝脱泥、磁选、浮选及重选等工艺对该矿石进行了分选试验。结果表明,对这种类型的褐铁矿,采用强化矿浆分散,强磁选分离工艺是最合适的。在原矿铁品位为37.34%的情况下,可获得铁精矿品位54.12%、回收率62.16%的良好技术指标。     

某反浮选捕收剂性能优化试验

采用脂肪酸类捕收剂浮选贫铁矿石效果较好,但需加温浮选,成本较高。利用特殊结构的嵌段聚氧乙烯聚氧丙烯醚制成捕收剂KK-2,对某铁品位47.91%的混磁精矿进行反浮选试验。结果表明,捕收剂KK-2可提高脂肪酸的低温分散性,提高石英表面接触角,改善其可浮性,能将浮选矿浆温度由39～42 ℃降至25 ℃,闭路浮选流程从1粗1精3扫简化为1粗1精1扫,精矿铁品位在68.30%左右基本不变,回收率由88.68%提高到91.15%,分选效果理想,同时缩短了工艺流程,降低了选矿成本,改善了选别指标,可供选厂技术改造参考。     

庙沟铁矿精矿再选研究

庙沟铁矿目前最终铁精矿品位只有64.26%,精矿中含硅较高。基于此,对磁选精矿进行了反浮选试验研究。通过粗选时间、pH值、淀粉用量、CaO用量、捕收剂用量、矿浆温度、矿浆浓度对分选效果的影响试验和精选流程试验,获得了适宜的分选条件和工艺,最终获得了精矿品位达69.12%,回收率88.89%的铁精矿。研究表明,磁铁精矿反浮选是提高庙沟铁矿铁精矿品位的有效途径之一。     

某磁选铁精矿浮选柱阳离子反浮选试验

冀东某选矿厂磁选铁精矿粒度较细（-0.074 mm占91.60%）,铁矿物单体解离度高达94.4%,且在细粒级明显富集。为了进一步提高该精矿铁品位,以现场流程精矿为试样、以微泡逆流接触式浮选柱为分选设备、以GE-609为阳离子反浮选捕收剂,进行了提铁降硅试验。结果表明,在粗选给矿浓度为35%、给矿速度为893 mL/min、GE-609用量为60 g/t、充气量为2.0 L/min、泡沫层高度为30 cm情况下,采用1粗2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可获得铁品位为68.12%、铁回收率为98.88%的铁精矿,尾矿铁品位仅为9.92%,表明微泡逆流接触式浮选柱和阳离子捕收剂GE-609适用于该试样的反浮选提铁降硅。     

司家营铁矿高浓度浮选研究与实践

简要分析了司家营铁矿选矿厂强磁精矿反浮选系统处理能力不足的问题,结合现场设备的处理能力,在实验室进行了入选矿浆浓度为50%左右情况下的合理药剂制度试验,按最佳药剂制度组织生产,现场取得了铁品位67.50%以上的优质精矿,反浮选尾矿品位仅有16%。     

新疆某镜铁矿选矿实验研究

采用弱磁-强磁-反浮选工艺对新疆某难选镜铁矿进行了选矿试验研究。原矿磨至-0.074 mm粒级占85%, 在弱选磁场强为167 kA/m、强磁选场强为0.8 T的条件下通过弱磁-强磁工艺获得反浮选的给矿, 在捕收剂JH用量为860 g/t、NaOH用量为1 280 g/t、玉米淀粉用量为1 000 g/t、CaO用量为500 g/t时, 经一粗三扫一精反浮选流程, 可获得铁精矿品位64.12%、回收率70.39%的较好指标。