某低品位铁矿选矿试验研究

对某低品位难选氧化铁矿进行了阶段磨矿-弱磁-强磁-阴离子反浮选试验研究。首先在磨矿粒度-0.074 mm粒级占65%的条件下通过预先作业抛尾, 因矿石中有用矿物嵌布不均匀, 粒度较细, 选择对粗精矿进行再磨。再磨后的强磁精矿单独反浮选得到浮选精矿与再磨弱磁精矿混合得到最终铁精矿。全流程试验获得了铁品位为61.53%、铁回收率为63.31%的混合铁精矿。     

南山开发公司选铁厂流程改造实践

针对南山开发公司选铁厂三段分级效果差及铁精矿品位低下的问题,进行了细粒级水力旋流器替代三段沉没式单螺旋分级机的研究。生产实践表明,使用细粒级水力旋流器后,三段磨矿分级的循环负荷提高,磨矿效率提升,精矿-0.074 mm含量从86.3%提高到92.37%,全铁品位从62.10%提高到63.60%,该工艺解决了开发公司选铁厂精矿铁品位低下的难题。     

某铁矿选矿厂磨矿细度优化改造

某铁矿选矿厂原矿铁品位较高,为38. 20%,嵌布粒度较粗。原采用粗粒预选—一段磨矿(-0. 074 mm50%)—一段弱磁选—二段磨矿(-0. 074 mm 80%)—1粗1精弱磁选流程进行生产,存在铁回收率低的问题,资源浪费严重。为充分利用有限的铁矿资源,进行磨矿细度优化改造。结果表明,通过将一段和二段磨矿细度-0. 074 mm含量分别调整为54%左右和70%左右,扩大连续选别试验可得到产率52. 66%、TFe品位65. 21%、回收率91. 04%的铁精矿,相比原生产指标,铁精矿回收率明显提高,预计每年可增加营业收入近6 000万元,经济效益显著。     

某低品位镜铁矿强磁-阴离子反浮选试验研究

对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。     

包钢选厂反浮尾矿搅拌磨细磨强化分选试验研究

针对包钢集团选矿厂反浮尾矿系统铁品位、回收率低的问题, 开展了搅拌磨细磨强化解离试验研究。进行了磁场强度、磨矿粒度等条件试验及反浮尾矿弱磁预选-搅拌磨细磨-弱磁选流程试验, 并对细磨前后矿样进行了粒度分布和解离度检测分析。结果表明, 立式搅拌磨细磨能有效提高铁矿物解离度, 提高矿物的分选指标: 在磨矿粒度为-0.037 mm粒级占94.5%时, 磁铁矿单体解度离度由细磨前的59.6%提高至86.2%, 获得铁精矿品位66.18%、回收率63.18%、精矿产率30.81%的技术指标。     

云南某微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺研究

云南某赤铁矿矿石中铁矿物嵌布粒度微细,生产上采用磁选、重选工艺,只能获得铁品位为57%左右的铁精矿,不能满足铁精矿品位大于62%的球团生产要求。为此,对该矿石进行了提高精矿品位的选矿试验。试验采用阶段磨矿-阶段强磁选-反浮选联合工艺流程,在-0.038 mm占86%的最终磨矿细度下,获得了铁品位为62.20%,铁回收率为56.36%的铁精矿。     

某低品位菱铁矿选矿试验

针对某低品位菱铁矿较难获得高品位铁精矿的情况,分别进行了磨矿-强磁选、焙烧-磨矿-弱磁选2种工艺的试验研究,磨矿-强磁选工艺可获得铁精矿产率为61.57%、精矿铁品位为42.14%、回收率为70.08%的选别指标,焙烧-磨矿-弱磁选工艺可获得铁精矿产率为51.93%、精矿铁品位为62.49%、回收率为87.68%的选别指标,后者指标较好,但成本也高,故对此矿样的开发利用,尚需进行详细的技术经济分析。     

某低品位难选磁铁矿石选矿试验

为开发利用某低品位难选铁矿石，并获得铁品位大于64%的铁精矿，实验室进行了阶段磨矿—弱磁选试验，在一段磨矿细度-0.076 mm 45%、二段磨矿细度-0.076 mm 75%、三段磨矿细度-0.076 mm 90%的条件下，可获得铁品位64.10%，回收率77.99%的铁精矿。     

某磁、赤铁矿石选矿工艺优化试验

针对某磁、赤铁矿选矿厂铁精矿品位特别是浮选精矿铁品位、铁回收率低的难题,对其现有阶段磨矿-弱磁-细筛提质-强磁-反浮选流程进行了优化选矿试验研究。试验结果表明：现场因为入选磨矿粒度不够,导致强磁精矿和入浮矿品位偏低,是选别指标差的主要原因,试验最终获得了精矿铁品位为65.19%、回收率为74.74%的良好选别指标。     

某高硫低品位赤铁矿的选矿工艺研究

本文针对云南某地鲕状赤铁矿含硫(重晶石型)高、品位低、粒度微细、嵌布关系复杂的特点,在磨矿细度-0.074mm65%条件下,采用SLon脉动高梯度磁选机强磁选抛尾,得到品位51.21%、回收率74.32%的粗铁精矿;然后,将粗精矿再磨至-0.074mm95%后采用反浮选,得品位59.24%、作业回收率79.56%、含硫0.11%的铁精矿,铁总回收率达到59.13%。     

某矿铁精矿品位与粒度自动控制系统研究

某矿铁精矿品位和粒度一直是人工操作,指标调整存在滞后和准确性差、稳定率低等问题。结合下道工序球团厂提出铁精矿品位稳定率90%、精矿粒度稳定率95%的目标,开展了精矿品位和精矿粒度自动调整研究,建立了以淘洗磁选机与精矿品位、高频振网筛与精矿粒度、一二段磨矿流程量匹配等3个自动控制系统。试验结果表明,应用自动控制系统后精矿品位稳定率由人工操作时的77.36%提高到92.74%,提高了15.38个百分点;精矿粒度稳定率由83.15%提高到96.83%,提高了13.68个百分点,达到了预期目标,满足了球团厂原料需求。     

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%。     

某低品位难选菱铁矿磁化焙烧-磁选试验研究

对新疆某低品位菱铁矿矿石进行了提铁降杂试验研究。采用磁化焙烧-阶段磨矿-阶段磁选工艺,在焙烧温度800 ℃、焙烧时间45 min、一段磨矿细度-0.075 mm粒级占55.00%、一段弱磁选场强0.15 T、二段磨矿细度-0.075 mm粒级占91.60%、二段弱磁粗选场强0.12 T、二段弱磁精选场强0.12 T条件下,可获得产率49.32%、TFe品位63.02%、铁回收率91.36%的铁精矿,铁精矿中SiO₂、Al₂O₃、S和P杂质含量低,符合磁铁精矿C63级别质量要求。     

河北某低品位磁铁矿选矿试验

河北某低品位磁铁矿铁品位15.62%,铁主要赋存于磁铁矿中,但占比不高,主要有用矿物磁铁矿嵌布粒度粗细不均,主要为细粒嵌布。为回收利用其中的铁,进行选矿试验。结果表明,原矿破碎至-8 mm经干式预选抛废,可提前抛除产率69.72%合格尾矿,预选精矿TFe品位30.28%,磁性铁回收率87.12%;预选精矿经一段磨矿—1次弱磁选—二段磨矿—2次弱磁选流程选别,可获得TFe品位66.34%、回收率44.48%的铁精矿,可为合理利用该铁矿石资源提供技术依据。     

西部矿业七角井铁矿选矿工艺优化研究

为了解决西部矿业七角井铁矿精矿品位低、SiO_2含量高的问题,进行了选矿工艺优化研究。结果表明:在碎矿段引入高压辊磨技术,并增设磨前湿式预选工艺,可抛出产率为11.62%的粗粒尾矿,入磨品位可提高2.89个百分点,可有效降低入磨粒度,减少磨矿量,达到节能降耗的目的;三段磨矿改用塔磨机进行细磨,之后再采用淘洗磁选机进行精选,在磨矿细度为-0.038 mm占95%的情况下,可获得TFe品位为65.37%、TFe回收率为72.34%、SiO_2含量为4.97%的铁精矿。     

某铁矿及伴生铜锌矿物的回收试验研究

某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。     

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。     

南芬选矿厂赤铁矿石选矿工艺研究

南芬选矿厂红矿车间自投产以来,一直存在着铁精矿品位特别是浮选铁精矿品位低（仅为59%）和铁回收率低（仅为65%）的难题,为此根据国内同类矿山的选矿生产实践,并针对本钢集团南芬选矿厂赤铁矿石特性,进行了阶段磨矿-中磁-强磁-反浮选、阶段磨矿-弱磁-细筛提质-强磁-反浮选、阶段磨矿-粗细分级-重-磁-浮联合流程3种流程的试验室小型选矿试验研究,均取得了铁精矿品位大于65%、回收率大于70%的良好选别指标。试验结果表明,现场因为磨矿粒度不够,导致强磁精矿和入浮矿品位偏低,是浮选作业指标不理想的主要原因。     

淮北某铁矿选矿厂设计及尾砂综合利用

为高效开发利用淮北某铁矿资源,在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验研究及选矿厂设计。选矿试验推荐采用阶段磨矿—弱磁选工艺流程,可得到铁品位65.79%、回收率93.55%的铁精矿;选矿厂设计采用两段一闭路破碎、湿式预选—两段磨矿、阶段磨选流程,在一段磨矿细度-0.074 mm55%,二段磨矿细度-0.074 mm90%的情况下,通过三段磁选作业,可获得铁品位65.00%、回收率93.55%的铁精矿,并对干选废石及尾砂进行综合利用,提高了选矿厂综合效益。     

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。