湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究*

湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。     

宣龙式鲕状赤铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验

宣龙式鲕状赤铁矿石铁品位较高,达48.65%,主要铁矿物为赤铁矿,占总铁的85.84%,其次是碳酸铁,占总铁的9.50%,磁性铁含量较低,仅占总铁的3.12%;脉石矿物主要为石英,磷、铝等有害元素含量均不高。为探索该资源的高效、低耗开发利用方案,采用磁化焙烧—弱磁选工艺进行了选矿试验研究。结果表明,0.2~0 mm的烟煤与-0.074 mm占62%的试样按质量比12%混合,在800℃下焙烧45 min,焙烧产物磨至-0.074 mm占89.2%的情况下进行弱磁选(磁场强度为105.6 k A/m),可得到铁品位为62.50%、铁回收率为85.50%的铁精矿。因此,磁化焙烧—弱磁选工艺适合处理宣龙式鲕状赤铁矿石。     

某鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选试验研究

磁化焙烧技术是提高难选铁矿资源综合利用率的有效途径之一。对某鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧的影响因素的试验研究,确定了最优的磁化焙烧-弱磁选工艺条件为无烟煤5%,焙烧温度850 ℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-0.074 mm占70%,弱磁选磁场强度145.6 kA/m。在此最优条件下,得到了铁品位和回收率分别为58.40%和87.86%的铁精矿指标,精矿中的硫达到冶炼要求,可以作配料使用;磷超标,如直接作为冶炼原料,尚需进一步试验研究。     

鄂西某鲕状赤铁矿焙烧磁选试验研究

为开发利用鄂西某宁乡式鲕状赤铁矿（原矿铁品位为43.71%,P含量为0.93%）,对其进行了磁化焙烧-弱磁选小型试验。试验结果表明：将-2 mm原矿与煤粉按5∶1的质量比混合,在焙烧温度为750 ℃,保温时间为1 h的条件下焙烧,焙烧矿经过粗粒弱磁选抛尾、细磨至-325目占96%、两次弱磁精选,可获得平均铁品位为60.12%、平均铁回收率（对原矿+煤粉）为77.42%的铁精矿。但铁精矿含磷0.62%,须通过进一步研究使其降低。     

湖北某难选鲕状赤铁矿还原焙烧-磁选试验

简介了湖北某难选鲕状赤铁矿的工艺矿物学特征,对该矿石还原焙烧的合适温度、还原剂用量、焙烧时间以及磁选的合适场强进行了试验研究。研究表明,铁品位为47.57%的鲕状赤铁矿在焙烧温度为850 ℃、碳粉用量为25%、焙烧时间为60 min、冷淬后磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁选场强为127.39 kA/m情况下,能获得铁品位为56.75%、回收率为79.96%的铁精矿产品。     

贵州赫章鲕状赤铁矿浮选试验

对贵州赫章鲕状赤铁矿进行了磨矿产品细度、捕收剂选择及用量、抑制剂淀粉用量试验研究,结果表明,在磨矿产品细度为-0.074 mm占85%,粗选组合捕收剂GE-609和RAP-138各200 g/t,淀粉用量为1 400 g/t情况下,采用1次反浮粗选流程,可获得铁品位57.82%、回收率73.69%、含磷0.22%的铁精矿。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿煤基磁化焙烧—磁选试验研究

鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还 原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤 基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选 别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选 精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了 理论支撑和技术参考。     

贵州赫章鲕状赤铁矿浮选试验。

对贵州赫章鲕状赤铁矿进行了磨矿产品细度、捕收剂选择及用量、抑制剂淀粉用量试验研究,结果表明,在磨矿产品细度为-0．074mm占85％,粗选组合捕收剂GE-609和RAP-138各200g／t,淀粉用量为1400g／t情况下,采用1次反浮粗选流程,可获得铁品位57．82％、回收率73．69％、含磷0．22％的铁精矿。     

鲕状赤铁矿提铁降钾钠试验研究

采用磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收某鲕状赤铁矿中的铁。磁化焙烧最佳条件为:焙烧温度800 ℃,煤粉用量8%,焙烧时间65 min;反浮选最佳条件为:矿浆温度30 ℃,NaOH用量1 250 g/t、淀粉用量940 g/t、CaO用量750 g/t,捕收剂915BM用量750 g/t。在最佳条件下最终得到产率58.30%、TFe品位63.04%、P含量0.233%、K₂O+Na₂O含量0.22%、铁综合回收率77.56%的铁精矿,实现了该类铁矿石的综合利用。     

高磷鲕状赤铁矿动态磁化焙烧-磁选试验研究

对鄂西高磷鲕状赤铁矿进行了动态磁化焙烧-磁选试验研究。针对两种不同粒度的原矿, 确定了动态气-煤混用磁化焙烧的工艺条件: 焙烧温度800 ℃, 混配煤粉5%, 煤气流量0.9 L/min, 转炉倾角1.8°, 转炉转速0.6 r/min(焙烧时间50 min)。矿石中赤铁矿可有效转变为磁铁矿, 焙烧过程中无粘结现象。焙烧产品采用阶段磨矿-阶段磁选流程, 原料粒度0~2 mm时, 精矿铁品位58.95%, 铁回收率87.26%; 原料粒度0~6 mm时, 精矿铁品位58.69%, 铁回收率89.50%。     

磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收选金尾矿中铁的试验研究

对某含铁35.11%的选金尾矿进行了磁化焙烧-磁选-反浮选工艺回收铁的试验研究。焙烧温度750 ℃, 焙烧时间45 min, 磁选场强144 kA/m, 反浮选十二胺用量350 g/t条件下, 获得了产率为34.39%、品位为56.73%、铁回收率为55.57%的铁精矿, 为回收该类尾矿提供了新的工艺方法。     

高磷鲕状赤铁矿分级磁选-反浮选试验研究

根据某高磷鲕状赤铁矿磨矿分级产品中铁在各粒级中的分布差异, 采用粗细分级-磁选工艺, 分别进行弱磁-强磁选, 获得了TFe品位为46.8%、TFe回收率为82%的磁选粗精矿。对粗精矿再磨进行一粗两精反浮选, 获得精矿TFe品位为54.5%, TFe回收率为68.3%。     

浮选柱在磁赤混合铁矿反浮选中的试验研究

采用微泡逆流接触式浮选柱对某赤铁矿选厂的低品位混磁精矿进行了提高精矿品位的反浮选试验研究。通过条件试验确定的浮选柱操作条件为给矿速度847mL/min,给矿浓度35%,充气量4.0m3/h,泡沫层高度30mm;药剂用量为NaOH 1250g/t、淀粉1200g/t、活化剂CaO 600g/t、捕收剂GK-58 650g/t。结果表明,给矿品位为42.15%的磁选精矿,经过浮选柱一次粗选即得到精矿品位为65.82%、回收率62.79%的良好选别指标。试验数据可为赤铁矿浮选流程中浮选柱的应用提供一定的参考依据。     

高硅鲕状赤铁矿阶段磨矿阶段磁选提铁降硅试验

中东某鲕状赤铁矿石铁品位为47.44%,铁主要以磁性铁的形式存在,铁在磁性铁中分布率为60.26%。为给该矿石开发利用提供依据,采用阶段磨矿阶段磁选的方法进行了试验研究。结果表明：一段磨矿细度-0.074 mm含量80.8%,一段磁选磁场强度0.12 T,二段磨矿细度-0.074 mm含量93.3%,二段磁选磁场强度0.8 T,三段磨矿细度-0.074 mm含量95.2%,三段磁选磁场强度0.4 T,可以得到铁品位61.02%、回收率53.25%的精矿。有效实现了铁与杂质矿物的分离与富集。     

东鞍山贫赤铁矿石阶段磨矿—磁选—阴离子反浮选试验

东鞍山铁矿石铁品位为33.28%;铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为86.47%,但3.29%的铁以菱铁矿形式存在,会对浮选产生不利影响。现场采用两段连续磨矿—粗细分级—粗粒螺旋溜槽重选、重选中矿再磨后与细粒磁选精矿合并反浮选工艺,存在尾矿品位偏高,重选处理量小,精矿铁回收率低等问题。为此,对东鞍山铁矿厂现场原矿进行了两段阶段磨矿—阶段磁选—磁选精矿再磨后1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验,可获得铁品位为65.32%、回收率为75.71%的精矿,尾矿铁品位为13.38%。与现场原工艺流程相比,铁品位提高了0.58个百分点、回收率提高了10.43个百分点,且该工艺流程简单,易于实现工业改造。该试验结果对改善东鞍山贫赤铁矿选别指标有重要的指导意义,并可为国内其他贫赤铁矿的开发利用提供参考。     

某难选铁矿石还原焙烧—磁选试验

针对山东某难选铁矿石中主要有用矿物为赤铁矿、褐铁矿,采用常规选矿方法难以有效回收的特点,通过直接还原将其中铁矿物还原为金属铁,再通过弱磁选方法进行选别,在烟煤用量为20%,石灰石用量为25%,还原时间为2h,还原温度为1 200℃的条件下,获得了铁品位为92.38%、回收率为92.36%的铁精矿。SEM分析表明,铁精矿中铁以金属铁形式存在。     

鞍千预选混磁精矿搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺研究

随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。     

辽宁某含硼铁精矿造团—金属化还原铁—磁选试验

辽宁某含硼铁精矿主要有价元素为铁、硼,TFe含量为55.55%,B_2O_3含量为4.22%;铁主要以磁铁矿形式存在,硼主要以硼镁石形式存在,杂质矿物主要为蛇纹石和磁黄铁矿。为实现该含硼铁精矿中硼、铁的有效分离,采用造团—金属化还原铁—磁选工艺进行硼铁分离试验。结果表明,制成15 mm×20 mm柱状体团块的含硼铁精矿外配过量的还原煤(n(C)∶n(Fe)=2.5),在还原温度为1 125℃和还原时间为150 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁金属化率为88.92%;焙烧产品磨细至-0.074 mm占65%,在磁场强度为80 k A/m条件下弱磁选后,可获得铁品位为92.7%、回收率94.4%的优质铁精矿和B_2O_3含量为14.5%、回收率为84.4%的合格硼精矿,实现了硼铁的有效分离。     

河北某磁选铁精矿反浮选提铁降硅试验

河北某铁矿选矿厂磁选粗精矿粒度较细,单体解离情况较好,但二氧化硅含量较高,采用弱、强磁精选工艺难以剔除。对现场的磁选粗精矿进行了反浮选提铁降硅研究。结果表明,以淀粉+腐殖酸钠（质量比为2∶1）为铁矿物组合抑制剂,OXP+C-1（质量比为5∶1）为脉石矿物组合捕收剂,采用1粗1扫2精、中矿顺序返回流程处理该磁选粗精矿,可获得铁品位为65.17%、回收率为88.14%的铁精矿。