新型捕收剂H-27A在李楼铁矿反浮选中的试验研究

李楼铁矿选矿厂采用强磁选-重选-阴离子反浮选联合流程,原阴离子反浮选作业存在浮选过程稳定性差,泡沫粘、浮选选择性差,尾矿品位高达23%,铁损失率大等问题。为解决这些问题,以新研制的捕收剂H-27A对现场浮选工艺流程进行了浮选试验。结果表明:在NaOH用量为1200g/t(pH=12)、淀粉用量为600g/t,CaO用量为300g/t,捕收剂H-27A用量为700+300g/t的条件下,采用一粗一精三扫流程工艺,获得了铁品位66.85%,铁回收率90.71%的铁精矿,浮选精矿品位和回收率分别提高了1.7和0.78个百分点,同时尾矿品位降低至18.38%,显著提高了选别指标。     

辽宁某磁铁矿尾矿磁浮联合再选工艺研究

为了实现辽宁某磁铁矿磁选铁尾矿的高效回收利用,试验采用一段磁选—再磨—二段磁选—反浮选流程开展了系统的试验研究。试验结果表明：在一段磁选磁感应强度400 mT、磨矿细度-45μm90%、二段磁感应强度250 mT的条件下,可获得全铁品位52.82%的二段磁选精矿;将二段磁选精矿在矿浆温度35℃、矿浆pH值11.5、淀粉用量800 g/t、CaO用量800 g/t、粗选捕收剂DN用量700 g/t、精选1捕收剂DN用量350 g/t的条件下进行反浮选,得到了全铁品位65.43%、全铁回收率87.17%的浮选铁精矿。     

新型酰胺基羧酸捕收剂DWD-1用于铁矿反浮选试验研究

为了解决选厂使用脂肪酸阴离子捕收剂时药剂用量大、浮选温度高等问题,东北大学浮选药剂课题组研发了一种新型改性脂肪酸类常温捕收剂DWD-1。在25℃温度下反浮选鞍千矿业公司现场混合磁选精矿,捕收剂DWD-1用量仅200 g/t,活化剂Ca Cl2用量仅为200 g/t,经1粗1精1扫的闭路浮选脱硅,可获得精矿铁品位68.19%、回收率90.03%、尾矿铁品位12.95%的良好指标。与现场捕收剂RA-715在温度40℃、用量为530 g/t、活化剂Ca Cl2用量600 g/t、1粗1精3扫的闭路浮选指标相比,捕收剂DWD-1精矿铁品位提高了0.18%,回收率提高了2.69%,尾矿品位降低了3.09%。因此捕收剂DWD-1用作鞍千混合磁选精矿反浮选脱硅捕收剂能较大程度减少药剂用量,简化浮选流程,并获得更好浮选指标。     

东鞍山烧结厂浮选尾矿选铁试验

东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为29.42%,主要杂质为SiO2,为回收其中的铁矿物进行了一系列试验。结果表明：浮选尾矿在磨矿细度为-0.025 mm占95%的情况下,进行了1粗1精磁选,得到铁品位为48.39%的磁选精矿;磁选精矿在矿浆pH=11.5、温度为40℃,淀粉用量为900g/t,CaO用量为1 100 g/t,TD-2粗选用量为500 g/t、精选用量为200 g/t情况下进行1粗2精2扫、中矿顺序返回流程反浮选,反浮选精矿TFe品位较试验原料提高了37.03个百分点,达66.45%,TFe回收率达39.29%,主要杂质SiO₂含量由42.56%降至2.35%,达到了理想的铁回收效果。     

齐大山选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究

针对齐大山铁矿选矿分厂反浮选工艺不能有效回收微细粒铁矿物,导致尾矿品位较高的现象,在实验室以石油磺酸钠作为捕收剂和絮凝剂,进行了齐大山铁矿选矿分厂磁选精矿剪切絮凝正浮选研究。结果表明：使磁选精矿发生剪切絮凝的适宜条件为磨矿细度-0.037 mm占85%,矿浆pH=3,石油磺酸钠用量5 kg/t,水玻璃用量300 g/t,搅拌强度2 200 r/min,剪切絮凝时间6 min。在此条件下将磁选精矿剪切絮凝后进行1粗3精1扫闭路浮选,获得了精矿铁品位为66.80%,回收率为95.93%,尾矿铁品位仅5.03%的较好指标。     

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。      

攀西地区钒钛磁铁矿石弱磁选工序前浮选硫钴的探讨

攀西地区是我国最大的钒钛磁铁矿产区,钒钛磁铁矿石中除了主要元素铁、钒、钛以外,还伴生有硫资源储量6 000万t、钴资源储量90万t,具有很高的工业利用价值。当前攀钢矿业公司选矿厂对钒钛磁铁矿的选矿工艺流程是“阶段磨矿—弱磁选铁—选铁尾矿强磁选钛—强磁选钛粗精矿浮选脱硫—浮选钛铁矿”得到铁精矿、钛精矿和硫（钴）精矿,仅在钛精矿浮选脱硫阶段浮选回收得到硫（钴）精矿,因为钴品位＜0.3%,钴市场价格高时作为硫钴精矿销售,钴市场价格低时只能作为硫精矿销售,造成了钴资源的浪费。开展了弱磁选工序前浮选回收硫钴的试验研究,目标是硫化矿物的早收快收集中收。实验室在磨矿细度-0.074 mm占45%,硫酸铜用量250 g/t、异戊黄药用量150 g/t、3#起泡剂用量30 g/t,一段浮选得到产率14.33%,硫品位3.11%、钴品位0.06%、镍品位0.03%、铜品位0.10%,硫回收率68.14%、钴回收率35.12%、镍回收率47.23%、铜回收率43.12%的粗硫钴精矿。探讨了实验室球磨机磨矿浮选一体机和浅槽快速浮选机,并开展了验证试验,认为浅槽快速浮选机是研究发展方向。     

某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。     

豫西某高硫低铜铁矿石铜硫尾矿选铁试验

铁品位为26.06%的铜硫浮选尾矿中残存有少量难浮磁黄铁矿,弱磁选回收其中的磁铁矿时,该部分磁黄铁矿因磁性较强而进入铁精矿中,导致铁精矿硫含量严重超标。为了获得合格铁精矿,对铜硫浮选尾矿弱磁选铁精矿进行了反浮选脱硫试验研究。结果表明,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理铁品位为63.14%、硫含量达2.05%弱磁选精矿,最终获得了铁品位为64.53%、含硫0.28%、铁回收率为47.09%的合格铁精矿。弱磁选铁精矿反浮选脱硫效果良好,可作为现场改造的依据。     

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     

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。     

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。     

赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究

针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。     

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。     

新型捕收剂DWD-3用于司家营 一期混磁精反浮选脱硅

铁矿选矿厂使用脂肪酸类阴离子捕收剂反浮选铁矿物,存在捕收剂用量大、所需浮选温度高、浮选指标差等问题。东北大学研发了一种新型酰胺基羧酸捕收剂DWD-3,并应用于司家营混磁精反浮选脱硅。实验室试验结果表明,在浮选温度为25 ℃,粗选矿浆pH=11.5、DWD-3用量为400 g/t、CaCl2用量为400 g/t、玉米淀粉用量为 1 000 g/t时,经1粗1精3扫闭路反浮选,能获得精矿铁品位66.48%、回收率80.32%,尾矿铁品位16.35%的指标。以捕收剂DWD-3代替现场捕收剂GK-68可使浮选温度由40 ℃降至25 ℃,并且精矿铁品位提高了0.39个百分点、回收率提高了2.23个百分点,尾矿铁品位降低了1.57个百分点。对浮选产品分析表明,精矿中存在20 μm以下的紧密连生体;尾矿中有大量较大颗粒连生体,且连生体中铁矿物与脉石部分相互浸染连生,是尾矿铁品位较高的原因。     

西北某高磷磁铁矿选矿试验研究

选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明：湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。     

复杂多金属尾矿伴生金银铁综合回收试验研究

为综合回收某复杂多金属浮选尾矿中伴生的金银铁,分别开展了磁选、全泥氰化浸出、反浮选试验研究。结果表明,优先采用强磁预选抛尾的方法对含铁矿物进行富集,再采用先回收金银后选铁的方案较好。矿石在“强磁抛尾-全泥氰化浸出-弱磁选铁-强磁选铁,磁铁精矿反浮选脱硫”的联合工艺下,金、银浸出率分别达85.32%和72.13%,并获得TFe品位为62.01%,TFe回收率为11.04%,含硫量为0.25%磁铁精矿,及TFe品位为45.30%,TFe回收率为18.54%铁精矿产品。