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%。     

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。     

海南某难选铁矿石磁选——浮选试验研究

针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl₂为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。     

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。     

辽宁某1 400 m深部铁矿石选别工艺研究

辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明：矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。     

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-0．074mm68％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。     

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。     

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。     

四川某硅钙质锰矿石强磁选—浮选试验研究

四川某锰品位为21.83%的硅钙质锰矿石锰品位低、嵌布粒度细、磨矿易泥化。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了原矿预先脱泥—磨矿—强磁选—再磨—阳离子反浮选—阴离子正浮选工艺流程试验。结果表明:原矿预先脱泥后磨细至-0.075 mm占75%,磨矿产品与矿泥混合后经1粗1扫湿式强磁选,得到锰品位为25.23%、回收率为85.92%的强磁选精矿,强磁选精矿再磨至-0.075 mm占85.14%,以硫酸为p H调整剂、十二胺为捕收剂经1粗2扫反浮选,可以得到锰品位为28.86%、回收率为78.57%的反浮选精矿,反浮选精矿以Na2CO3为p H调整剂、六偏磷酸钠为抑制剂、GJBW为捕收剂经1粗2扫正浮选,获得的最终锰精矿锰品位为33.62%、回收率为72.76%。试验结果可以为该硅钙质锰矿石的利用提供技术参考。     

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。     

四川某赤铁矿石选矿试验

中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明：原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。     

某微细粒嵌布贫铁矿合理选矿工艺研究

某铁矿石中磁铁矿和赤铁矿的嵌布粒度相差悬殊, 磁铁矿具有中细粒嵌布的特点, 赤铁矿则属于典型极微细粒嵌布的范畴。针对该铁矿石的嵌布粒度特性, 采用弱磁选-强磁选-絮凝脱泥-反浮选联合工艺流程, 获得了铁品位为61.77％、回收率为62.55％的铁精矿。     

某赤铁矿尾矿再选试验

某赤铁矿尾矿中主要有用矿物为赤铁矿,脉石矿物主要为石英,含铁量为18.78%,Si O2含量为73.25%,S、P等有害元素含量低,铁主要富集在微细粒级。为了探索该尾矿开发利用的可能性,在矿石性质分析的基础上,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为-42μm占95%的情况下,采用强磁选(背景磁感应强度为1T)预富集—1粗1精1扫(中矿合并返回)闭路反浮选流程处理该试样,最终可取得铁品位为64.75%、铁回收率为78.69%的铁精矿。     

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%。     

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%。     

梅山铁矿深部样精细分级-预选工艺优化

梅山铁矿石为磁铁矿-赤铁矿混合型铁矿石,铁品位为37.82%。现场采用不同的工艺分别对50～20、20～2、2～0.5 mm粒级进行预选,不仅预选尾矿铁品位较高,且50～20 mm粒级跳汰预选抛尾量非常低、耗水量大、生产指标不稳定、设备故障率也高。为了改善预选效果,进行了系统的选矿试验。结果表明,将现场50～20 mm粒级再破碎至20～0 mm并相应分级后,-0.5 mm粒级采用湿式筒式弱磁选+立环脉动高梯度强磁选,2～0.5 mm粒级采用筒式弱磁选+立环脉动高梯度粗粒强磁选,20～2 mm采用筒式中磁干选+辊式强磁干选,取得了铁品位为56.31%、铁回收率为3.65%的铁精矿,以及铁品位为40.81%、铁回收率为89.92%的预选精矿,预选尾矿铁品位16.75%、产率达11.59%,预选指标较好。     

永州某高泥细粒贫赤铁矿选矿工艺研究

针对永州某地高泥细粒的贫赤铁矿采用选择性絮凝脱泥-强磁抛尾-阳离子反浮选组合新技术进行了选矿工艺研究。试验结果表明, 原矿经聚丙烯酰胺絮凝脱泥, 磁场强度960 kA/m下强磁选别, 得到含铁55%、回收率为85%的磁铁精矿; 后经GE-609A阳离子反浮选, 获得了品位为59.8%、回收率为94.2%的铁精矿。     

某微细粒嵌布铁矿石磁选—絮凝脱泥—反浮选试验

湖南某铁矿石中铁矿物以磁铁矿为主,赤铁矿次之,并有12.12%的铁以硅酸盐矿物形式存在。其中磁铁矿属中细粒嵌布,但赤铁矿具典型极微细粒嵌布特征,分选难度极大。根据矿石性质,采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—选择性絮凝脱泥—反浮选工艺进行选矿试验,即第1步在-0.075 mm占65.87%的较粗磨矿细度下通过弱磁选选出磁铁矿,第2步通过强磁选抛尾富集弱磁选尾矿中的赤铁矿,第3步对强磁选精矿进行2段阶段细磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%,二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁种的选择性絮凝脱泥(以所得磁铁矿精矿为磁种,与强磁选精矿一起细磨),第4步对脱泥沉砂进行1粗1精4扫反浮选,最终获得了产率为32.33%、铁品位为63.55%、铁回收率为71.34%的综合铁精矿,从而为该矿石的合理开发利用提供了技术支撑。     

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。