镜铁山5～15mm粒级镜铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验

甘肃镜铁山矿采用竖炉磁化焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理100~15 mm的镜铁矿石,可获得铁品位58.5%左右、铁回收率78%左右的铁精矿;对15~0 mm的粉矿采用磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为47.5%左右、铁回收率为60%左右的铁精矿。为了提高粉矿分选指标,改善烧结料的品质,对粉矿中的15~5 mm粒级进行了磁化焙烧—弱磁选试验。结果表明,在煤粉与试样的质量比为2%,煤粉粒度为1~0 mm,焙烧温度为810℃,焙烧时间为60 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为91.56 kA/m条件下,可获得铁品位为55.80%、铁回收率为83.97%的铁精矿。     

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。     

辽宁某深埋铁矿石选矿试验

采用磨矿-弱磁选-中强磁选-中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选（磁场强度为95.50 kA/m）。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。     

酒钢粉矿竖炉磁化焙烧工艺研究

酒钢选矿厂-15 mm粉矿采用连续磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为46.60%、铁回收率为65.70%的铁精矿,该指标远低于现场+15 mm块矿竖炉磁化焙烧—再选工艺的铁精矿指标。为确定-15 mm粉矿的合理处理工艺,以破碎—压球—竖炉还原焙烧—弱磁选工艺为参照,进行了-15 mm粉矿磨矿—强磁预选抛尾—压球—焙烧—弱磁选工艺试验。结果表明:(1)添加黏结剂的强磁预选精矿冷压球强度满足竖炉磁化焙烧要求。(2)冷压球在与+15 mm块状矿石共炉焙烧的半工业试验中,获得了铁品位为55.48%、铁回收率82.67%的精矿。(3)冷压球在单独竖炉焙烧的工业试验中,获得了铁品位为53.43%、铁回收率78.38%的精矿,与现场采用连续磨矿—强磁选工艺获得的指标相比,铁品位和铁回收率分别提高了6.83个百分点和12.68个百分点。在完成竖炉内部结构、排矿方式、焙烧工艺制度、黏结剂优化后,生产指标有望进一步提升,具有广泛的工业化前景。     

山西某低品位含金镜铁矿选矿试验

山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤（褐）铁矿中,赤（褐）铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。     

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。     

姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺流程改进探索试验

姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低（块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%）。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明：在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m）,强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选（1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m）-1粗1精阴离子反浮选（以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂）,获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。     

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%。     

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。     

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。     

某难选鲕状铁矿石选矿试验

某鲕状铁矿石以磁赤铁矿为主,铁矿物与脉石矿物嵌布关系极复杂,且含一定量易泥化的赤铁矿和含铁黏土,常规磁选工艺难以显著提高精矿铁品位。采用还原焙烧-阶段磨矿阶段弱磁选-反浮选工艺对该矿石进行了开发利用研究。结果表明,矿石经还原焙烧-两段阶段磨矿阶段弱磁选-1粗1精2扫、中矿顺序返回反浮选流程处理,最终获得了铁品位为61.30%、铁回收率为80.43%的铁精矿。     

四川某硅钙质锰矿石强磁选—浮选试验研究

四川某锰品位为21.83%的硅钙质锰矿石锰品位低、嵌布粒度细、磨矿易泥化。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了原矿预先脱泥—磨矿—强磁选—再磨—阳离子反浮选—阴离子正浮选工艺流程试验。结果表明:原矿预先脱泥后磨细至-0.075 mm占75%,磨矿产品与矿泥混合后经1粗1扫湿式强磁选,得到锰品位为25.23%、回收率为85.92%的强磁选精矿,强磁选精矿再磨至-0.075 mm占85.14%,以硫酸为p H调整剂、十二胺为捕收剂经1粗2扫反浮选,可以得到锰品位为28.86%、回收率为78.57%的反浮选精矿,反浮选精矿以Na2CO3为p H调整剂、六偏磷酸钠为抑制剂、GJBW为捕收剂经1粗2扫正浮选,获得的最终锰精矿锰品位为33.62%、回收率为72.76%。试验结果可以为该硅钙质锰矿石的利用提供技术参考。     

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     

酒钢铁矿石悬浮焙烧磁选精矿提质降杂试验研究

以酒钢镜铁山粉矿的悬浮焙烧产品通过单一磁选获得的产品难以满足钢铁冶炼的生产要求,因此,在 对铁品位为 55. 00%的磁选精矿进行工艺矿物学分析的基础上,采用反浮选工艺进行提质降杂试验。 磁选精矿中铁 主要以磁铁矿形式存在,分布率为 95. 38%。 磁铁矿主要以单体形式存在,单体占有率为 84. 34%,而且其连生体主要 为富连生体。 在浮选矿浆温度为 30 ℃ ,粗选捕收剂 YG-328B 用量为 300 g / t、抑制剂苛性淀粉用量为 400 g / t、矿浆 pH 值为 7. 5 条件下,经 1 粗 1 精 3 扫反浮选闭路试验,获得了铁品位为 58. 02%、铁回收率为 98. 39%的浮选精矿。 红外 光谱分析结果表明,抑制剂苛性淀粉以化学吸附和氢键吸附 2 种方式吸附于磁铁矿表面,捕收剂 YG-328B 以静电吸 附方式吸附于石英表面。     

难选铁矿石悬浮磁化焙烧技术研究现状及进展

简述了悬浮磁化焙烧技术的形成历程,分析了预富集-悬浮磁化焙烧-磁选工艺（PRSM）选别复杂难选铁矿的技术优点。铁品位31.63%的东鞍山贫赤铁矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁品位为66.55%、回收率为77.01%的优质铁精矿;铁品位10.60%的鞍钢东部尾矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁精矿铁品位65.69%、回收率55.33%的技术指标;酒钢粉矿采用悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得精矿铁品位60.30%、回收率79.49%的技术指标。东鞍山贫赤铁矿、鞍钢东部尾矿和酒钢粉矿经悬浮磁化焙烧扩大连续试验处理均取得了良好的选别指标,且设备运行稳定。PRSM技术为我国复杂难选铁矿选矿技术的重大突破。     

酒钢-1mm镜铁矿粉矿微波磁化焙烧—弱磁选试验

鉴于酒钢-1 mm镜铁矿粉矿采用常规选矿方法难以获得好的分选指标,进行常规磁化焙烧—弱磁选又需解决球团问题,以哈密烟煤为还原剂,对该粉矿开展了微波磁化焙烧—弱磁选研究,考察了煤粉用量、微波功率、焙烧温度、焙烧时间、焙烧产品磨矿细度和弱磁选磁场强度对所获铁精矿指标的影响。试验结果表明,在煤粉与矿石的质量比为5%、微波功率为1 k W、焙烧温度为550℃条件下将该粉矿微波磁化焙烧15 min,然后将焙烧矿磨细至-0.074 mm占85.65%,在92.16 k A/m磁场强度下进行1次磁选管选别,可获得铁精矿铁品位为55.10%、铁回收率为86.65%的较好指标,从而为该-1 mm镜铁矿粉矿中铁矿物的高效回收提供了一种新思路。     

酒钢镜铁山竖炉焙烧矿选矿工艺优化研究

为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选-欠烧矿二次焙烧后抛废-磨矿-弱磁选工艺处理所存在的磨矿效率、精矿铁品位和铁回收率均较低等问题，进行了选矿试验研究。结果表明，原料破碎至0～5 mm后经粉矿干选，干选精矿磨矿-弱磁选，干选中矿二次焙烧-磨矿-弱磁选，最终可获得铁品位为58.31%，回收率为84.39%的铁精矿，粉矿干式抛尾产率为7.56%、铁品位为7.75%，需进行二次焙烧的中矿产率为18.03%。与现场生产指标相比，新工艺精矿铁品位高3个百分点左右，铁回收率高2个百分点左右。因此，新工艺是处理现场焙烧矿的合适工艺，具有节能减排、降本提质的效果。     

海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

海南儋州鲕状褐铁矿选矿研究

针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。     

贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验研究

采用强磁选-反浮选工艺对贵州赫章鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究。在磨矿细度-0.075 mm占77.50%,磁感应强度1.55 T和棒介质的条件下进行1次强磁选粗选;强磁选粗精矿在磨矿细度-0.038 mm占84.00%,磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次精选;强磁选粗尾矿在磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次扫选,然后精选尾矿和扫选精矿合并返回磨矿闭路流程,获得铁品位52.13%,磷含量0.45%,回收率72.16%的铁精矿。采用高效调整剂和高效捕收剂将强磁选精矿进行1次反浮选,获得了铁品位56.14%,磷含量0.22%,回收率62.48%的铁精矿。强磁选-反浮选工艺为开发利用该地鲕状赤铁矿提供了可行的依据。