齐大山富铁矿石混磁精矿的新型捕收剂浮选试验

齐大山富铁低硫磷矿石Fe品位51.27％,FeO含量为23.40％,SiO2含量为21.80％;矿石中的磁性铁分布率达90.87％,赤褐铁分布率为4.98％;矿石中金属矿物主要为磁铁矿,脉石矿物主要为石英.为高效、低成本获得高品质铁精矿,进行了弱磁选—强磁选—反浮选流程试验.结果表明,矿石在磨矿细度为-74μm占80％...     

甘肃肃北某铁矿可选性试验研究

甘肃肃北某铁矿嵌布粒度细,铁矿物分布粒度小于70μm;矿石中磁性铁矿物占64.29％,弱磁性铁矿物占30.68％,这给铁矿物的有效分选带来难度.针对该矿石特点,创新性的采用“三段磨矿-弱磁选-中矿强磁抛尾后焙烧-再磨弱磁选”的工艺流程进行选铁试验,结果为:铁精矿品位63.50％、回收率52.73％,铁富集物品位41.85％、回收率28.87％.尾矿品位降至8.25％.     

某难选高铁高磷锰矿石同步还原分离实验研究

本文针对云南某地锰品位13.88％、铁品位19.87％的贫锰铁矿石,在常规物理选矿方法分选效果不佳的情况下,采用干式抛尾-还原焙烧-弱磁选铁-选铁尾矿强磁选锰工艺处理该矿石.该流程最终获得铁品位53.89％、回收率65.53％的铁精矿和锰品位27.11％,锰回收率为70.26％锰精矿,为处理类似低品位铁锰矿石起到了一定的借鉴作用.     

难选赤褐铁矿焙烧-磁选试验研究

对某含铁品位为45％、磁性率（FeO／TFe）为2．7％的难选赤褐铁矿矿石进行了选矿试验研究，考查了该矿石的矿物工艺学和磨矿特性，重点研究了强磁选、还原焙烧-磁选分选情况，确定还原焙烧-磁选可以获得较好的选别指标为：精矿铁品位达60％以上，产率达85％以上，铁回收率90％以上，尾矿铁品位下降到15％以下。     

鞍千贫赤铁矿石预富集试验

鞍千贫赤铁矿石铁品位为16.67%,铁主要以赤铁矿的形式存在,铁在赤铁矿中分布率为72.77%,主要脉石矿物为石英。为了开发利用该低品位铁矿石,进行了预富集试验。结果表明：采用湿式强磁预选-磨矿-弱磁选-强磁选工艺预富集,矿石在给料粒度-3 mm、背景磁感应强度为0.8 T、立环转速2.0 r/min、冲次频率200次/min条件下强磁预选,预选精矿在磨矿细度-200目占95%,磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,背景磁感应强度为0.8 T条件下强磁选,可获得TFe品位47.04%、回收率为80.25%的预富集精矿。试验结果可以为我国贫赤铁矿石的强磁预选提供参考。     

某高碳酸铁硅酸铁铁矿石可选性及配矿试验研究

某铁矿各部位矿石的主要铁矿物种类及含量变化较大,为实现该资源的合理利用,以工艺矿物学研究结果为基础,对各类型矿石分别进行了选矿试验和配合方案拟定,并对配矿进行了全流程试验.结果表明,综合配矿磨至-74μm含量占94.5％的情况下,采用一次弱磁选+一次强磁选+混磁精闭路反浮选流程处理,最终获得铁品位65.54％、回收率6...     

贵州观音山菱铁矿选矿试验

为有效利用贵州观音山地区的菱铁矿资源,对该矿石进行了重选、强磁选及磁化焙烧-弱磁选试验。结果表明：重选和强磁选都难以获得品位合格的铁精矿;在焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、还原剂用量为4%、最终磨矿细度为-325目占80%、磁感应强度为150 mT的条件下,观音山菱铁矿经过磁化焙烧和两段磨矿、两段弱磁选,可以获得铁品位为64.41%、S和P含量分别为0.19%和0.024%、铁回收率为87.41%铁精矿。     

攀西地区某低品位钒钛磁铁矿选铁试验

对攀西地区某低品位钒钛磁铁矿进行了矿石性质研究,并根据矿石性质进行了湿式粗粒中磁预选抛尾、连续磨选、阶段磨选选铁试验研究.采用湿式中磁预选抛废-阶段磨矿-弱磁选工艺流程,最终可以获得产率20.48％、铁品位57.41％、TiO2品位9.69％、铁金属回收率52.88％的铁精矿.根据试验结果,推荐的选铁试验流程为原矿(6 ～0 mm)-湿式中磁抛废-阶段磨矿(一段- 0.076 mm粒级占55％、二段-0.076 mm粒级占70％)-弱磁选工艺流程.     

俄罗斯某铁矿的选矿工艺研究

俄罗斯某铁矿主要金属矿物是褐铁矿,脉石矿物主要为石英,对该矿石进行了浮选、重选、磁选和磁化焙烧-磁选试验研究.试验研究结果表明,采用磁化焙烧-磁选工艺流程所获试验指标最好,该矿石可获得精矿铁品位64.65%,铁回收率为86.05%的试验指标.     

关宝山铁矿石搅拌磨细磨—磁选—反浮选试验

鞍钢关宝山铁矿石属矿物嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均的铁矿石,为实现矿石的高效利用,采用搅拌磨细磨—磁选—反浮选工艺对现场二段球磨给矿进行磨矿细度、药剂制度等工艺参数研究。结果表明,铁品位为45.90%的矿样在搅拌磨细磨至-0.043 mm占85%的情况下,采用1次弱磁选(磁场强度为100 k A/m)、1次强磁选(背景磁感应强度为0.7 T)、混磁精矿1粗1精3扫反浮选流程处理,反浮选中淀粉用量为685 g/t、氧化钙用量为1 000 g/t、RA715总用量为455 g/t(粗选为320 g/t、精选为135 g/t),获得了铁品位为66.23%、铁回收率为85.87%的铁精矿。     

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。      

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     

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下, 获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿; 强磁选尾矿进行反浮选, 获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离, 可提高铁的回收效果。     

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。     

鞍千半自磨—强磁预选精矿短流程工艺试验研究

为解决鞍千矿业有限责任公司现行阶段磨矿—粗细分级—重磁浮联合分选工艺中重选精矿品位低、波 动大,浮选尾矿品位高、选别工艺流程长等难题,以鞍千现场半自磨粗粒湿式强磁预选精矿为研究对象,开展搅拌磨 矿—弱磁—强磁—反浮选短流程工艺优化试验研究,以期实现鞍千铁矿石的高效开发与利用。 结果表明,鞍千现场 半自磨—粗粒湿式强磁预选精矿在搅拌磨磨矿细度-0. 038 mm 占 80%条件下,经磁场强度 79. 58 kA / m 弱磁选,弱磁 尾矿经背景磁感应强度 700 mT 强磁选,强磁精矿以淀粉为抑制剂、CaO 为调整剂、TD-Ⅱ为捕收剂经 1 粗 1 精 3 扫反 浮选,反浮选精矿与弱磁选精矿合并为综合精矿,综合精矿铁品位为 68. 04%、回收率为 91. 78%,综合尾矿铁品位 8. 62%。 搅拌磨矿—弱磁—强磁—反浮选短流程充分利用铁矿磁性差异进行分选,实现了鞍千铁矿石的分质分选和 脉石的梯级抛除,对于鞍山式赤铁矿石经济高效开发利用具有重要的指导意义。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

研山铁矿综合尾矿再选试验及生产实践

研山铁矿综合尾矿铁品位为9.14%，磁性铁分布率为20.13%、赤褐铁分布率为55.91%，铁矿物主要富集在微细粒级，其次是粗粒级。为充分利用选矿厂闲置的原反浮选尾矿选铁系统回收综合尾矿中的铁矿物，进行了选矿试验。结果表明，试样经强磁选预富集-磨矿-弱磁选-1粗1精1扫反浮选流程处理，在高梯度强磁选背景磁感应强度为0.72 T，磨矿细度为-74 μm占90%，弱磁选磁场强度为238 kA/m，反浮选粗选pH调整剂NaOH用量为1 300 g/t（pH=11.5）、抑制剂苛化淀粉用量为840 g/t、活化剂CaO用量为687.5 g/t、捕收剂GK68用量为1 800 g/t，精选GK68用量为900 g/t情况下，可获得铁品位为69.84%、回收率为4.13%的优质铁精矿。改造后的生产实践表明，采用盘式磁选回收机预富集-一段闭路磨矿-浓缩磁选-二段闭路磨矿-弱磁选抛尾-1粗1精3扫闭路反浮选流程处理选矿厂综合尾矿，每年可产出铁品位超过69%的铁精粉约5.5万t，可为企业增加利润1 750万元/a。     

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。     

非洲某风化型铌铁磷多金属矿选矿研究

非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿,原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%,含Fe 13.91%,矿石风化严重,含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异,采用重选实现有价矿物的预富集,磁铁矿具有强磁性,采用弱磁选回收磁铁矿,磷灰石和烧绿石具有可浮性差异,浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿,重选精矿磨细至-0.074 mm占78%,在磁场强度为0.45 T条件下,经弱磁选铁,获得了Fe品位61.69%,回收率38.83%的铁精矿,选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂,经1粗2精2扫磷浮选,获得了P2O5品位为37.59%,回收率为47.88%的磷精矿,选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂,经1粗2精2扫铌浮选,获得了Nb2O5品位37.56%,Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。     

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。