甘肃某混合氧化铁矿选矿试验研究

对某矿山代表性矿样进行了矿石性质及选矿工艺试验研究,进行了单一磁选、焙烧-磁选、磁选-反浮选、焙烧-磁选-反浮选等方案对比。结果表明,焙烧-磁选-反浮选能获得合格铁精矿,在最终磨矿细度-0.037 mm粒级占75%时,对品位32.50%的原矿经过三段磁选、三段浮选,可获得精矿铁品位59.94%、铁回收率72.84%、尾矿品位16.13%的选别指标,精矿中主要杂质SiO₂含量8.47%。     

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     

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。     

新疆某低品位细粒磁铁矿选矿工艺研究

为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明：①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量（相对原矿）显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。     

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。     

河北某难选赤铁矿强磁选—反浮选试验研究

采用阶段磨矿—阶段强磁选—强磁选精矿反浮选工艺流程对铁品位不到25%的河北某难选赤铁矿石进行选矿试验,在-0.074mm占96.20%的最终磨矿细度下,取得了精矿产率为25.43%,铁品位为66.27%,铁回收率为68.49%,总尾矿铁品位为10.39%的选别指标。     

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。     

某褐铁矿强磁选-反浮选试验研究

根据某褐铁矿的矿石性质,采用一段磨矿、强磁选-反浮选工艺流程,对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占60.0%,一次强磁粗选,强磁精矿再选,强磁尾矿再进行二次扫选,强磁精矿再选尾矿和强磁尾矿再选精矿合并进行反浮选,反浮选尾矿返回强磁尾矿再选的闭路工艺流程,可获得产率52.24%,品位54.04%,回收率67.03%的强磁精矿和产率47.76%,品位29.08%,回收率32.97%的最终尾矿。     

某低品位铁矿石的矿物学特性与选矿试验研究

较系统地研究了某低品位铁矿石的矿石性质和选矿工艺。研究结果表明,该矿石为低品位磁铁矿矿石,原矿中TFe含量为27.65%,磁性铁占有率为87.96%;采用阶段磨矿、磁选流程,控制一段磨矿细度-74μm占57.82%,粗精矿再磨细度-74μm占75.92%,最终精矿TFe品位可以达到67.07%,回收率达到86.05%;采用一段磨矿、磁选—反浮选流程,控制磨矿细度-74μm占67.56%,精矿品位可以达到66.21%,回收率达到79.97%。     

从米哈伊洛夫斯克采选公司选矿厂尾矿中获得赤铁矿精矿的工艺试验

俄罗斯米哈伊洛夫斯克采选公司处理赤铁矿-磁铁矿铁荚岩矿石.现有的选矿工艺流程包括4段破碎,干式磁选、4段球磨和5段湿式弱磁选.在选矿厂设计中规定对湿式弱磁选尾矿再磨后用阴离子捕收荆浮选从其中回收赤铁矿.设计获得的赤铁矿浮选精矿铁品位为58.4%.但选矿厂只生产磁铁矿精矿,其中铁回收率仅为57%.选矿厂尾矿铁品位为26%～28%.本工作提出采用强磁选-浮选和浮选-强磁选方案从选矿厂弱磁选尾矿中回收赤铁矿精矿.扩大试验结果表明,这两个流程均可获得铁品位为62.7%～61.5%,对原矿铁回收率为8%～9%的赤铁矿精矿.     

国外某微细粒磁铁矿石提铁降杂选矿工艺试验

针对国外某铁矿石晶体嵌布粒度极细及难磨易选的性质特点,对该矿石进行了阶段磨矿—弱磁选—反浮选得精—中矿再磨—弱磁选工艺流程试验。试验结果表明:当2段磨矿细度为-0.076 mm 90%时,弱磁精选精矿采用反浮选可提前获得铁品位为68.50%左右的铁精矿,反浮选尾矿经再磨—弱磁选后还可获得铁品位为67%以上的铁精矿,获得的最终综合精矿铁品位为68.09%、铁回收率为70.32%。     

磁选—浮选联合工艺从东鞍山铁矿浮选尾矿中回收铁的试验研究

东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO₂的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。      

离心选矿机提高齐大山选厂铁回收率试验

齐大山鞍山式氧化铁矿石铁品位为28.09%,铁主要以赤铁矿、磁铁矿和褐铁矿的形式存在。原采用阶段磨矿—1段强磁选—螺旋溜槽重选—2段强磁选—反浮选流程选别,铁精矿回收率为75.30%,铁损失较大。为提高铁回收率,对磁选精矿采用SLon离心选矿机代替反浮选进行流程改造试验。结果表明,其他流程不变,磁选精矿经离心选矿机1粗1精选别,粗选尾矿+0.037 mm粒级由离心选矿机1次扫选,-0.037 mm粒级由摇床1次扫选,最终全流程闭路试验可获得铁精矿品位67.57%,铁回收率84.73%,尾矿含铁6.62%的良好指标。与现在生产流程相比,铁精矿回收率提高了9.43个百分点,产率增加约12个百分点,选矿成本大幅降低,经济效益可观,试验结果可作为选厂工业生产流程改造的参考依据。     

某中细粒嵌布贫赤磁混合铁矿石的节能分选工艺研究

某高硅低硫磷赤磁混合铁矿石铁品位27.72%,主要铁矿物是赤(褐)铁矿,其次为磁铁矿、半假象赤铁矿,铁矿物呈不均匀中细粒嵌布。为确定该矿石的节能分选工艺,采用阶段磨矿阶段弱磁选+强磁选、淘洗机精选、常温(20 ℃)反浮选流程进行选矿试验。结果表明,原矿在一段磨矿细度-0.075 mm55%、二段磨矿细度-0.045 mm80%条件下,可获得品位65.02%、回收率22.89%的淘洗精矿,品位65.81%、回收率46.37%的反浮选精矿,最终精矿产率29.29%、品位65.55%、回收率69.26%,尾矿品位12.05%。试验确定的流程简单、能耗低、环境污染小、选别指标好,实现了节能降耗流程设计要求,具有很高的实际生产应用价值。     

印度某赤铁矿洗矿溢流选矿试验

为了给铁品位在50%左右的印度某赤铁矿洗矿溢流的利用提供依据,采用细筛-强磁选-阴离子反浮选流程和细筛-螺旋溜槽-强磁选-阴离子反浮选流程对该洗矿溢流进行了选矿试验。试验结果表明,在-0.076 mm占75%的磨矿细度下,两流程分别可取得精矿铁品位为67.01%,回收率为87.77%和精矿铁品位为67.12%,回收率为89.71%的选别指标。鉴于后一流程可比前一流程减少约1/3的浮选量,因此推荐采用后一流程。     

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-0．074mm68％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一弱磁选,可得到铁品位60．45％、回收率52．48％的最终精矿。     

陕西某磷矿综合回收试验研究

陕西某磷矿石矿物成分复杂,主要有用矿物有磷灰石、稀土、磁铁矿和长石,长石精矿质量因被氧化铁严重污染而受到影响。针对该矿石的性质特点进行了选矿试验研究,最终原矿采用磨矿—弱磁选选铁—铁尾矿浮选选磷(稀土)—磷尾矿反浮选除杂—长石粗精矿强磁选除杂的联合工艺流程,可获得铁品位TFe 60.10%、铁回收率TFe 16.04%的铁精矿;品位P_2O_5 25.22%、回收率P_2O_5 81.10%的磷精矿;品位K_2O 2.58%、Na2O 5.62%,回收率K_2O 81.04%、Na_2O 83.82%的长石精矿,较好地实现了该非金属矿的综合回收。     

酒钢粉矿强磁选—造球—焙烧反浮选试验

对酒钢-15 mm粉矿进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.50%条件下,经1粗2扫强磁选,强磁选精矿在膨润土添加量为1.0%时进行造球,所造球团在焙烧温度为600℃、煤粉用量为3%、焙烧时间为30 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁品位为48.30%。焙烧产品磨细至-0.1 mm,在磁场强度为144 k A/m条件下弱磁选,可以获得铁品位为59.39%的精矿;焙烧产品以GE-609为捕收剂经1粗1精1扫反浮选,可以获得铁品位为58.25%的精矿。两种流程获得的精矿指标均能达到与现场块矿竖炉焙烧—弱磁选—反浮选指标接近。试验结果可以为酒钢粉矿开发利用提供技术支持。     

磁铁矿含量对司家营赤铁矿阴离子反浮选的影响

司家营铁矿通过弱磁选在从赤铁矿综合精矿中回收部分合格的磁铁矿时,弱磁尾矿再磨—浮选的赤铁矿精矿铁品位不合格。为解决该问题,通过调整反浮选给矿中磁铁矿含量,考察其对赤铁矿精矿指标的影响。结果表明,随着给矿中磁铁矿含量的增加,赤铁矿精矿铁品位不断升高;在磁铁矿含量20%时,可获得铁品位67.39%、回收率59.57%的赤铁矿精矿,达到合格标准,说明磁铁矿在赤铁矿阴离子反浮选中具有促进作用。结果对保证该选厂在从赤铁矿精矿回收合格磁铁矿的同时,最终赤铁矿浮选精矿铁品位达标具有积极作用。     

甘肃某微细粒铁矿的选矿试验研究

甘肃某铁矿以磁铁矿石为主,在最终磨矿细度-0.038 mm为98.9%时,经三段磨矿五段弱磁选、反浮选可将铁品位提高至61.02%,SiO2含量11.25%,但铁回收率低,选矿成本高。采用弱磁—反浮选回收磁铁矿、弱磁尾矿强磁抛尾—直接还原—弱磁选的联合流程,铁精矿品位可达66.68%,回收率为69.92%。