Recovery of iron from waste ferrous sulphate by co-precipitation and magnetic separation

Magnetite concentrate was recovered from ferrous sulphate by co-precipitation and magnetic separation. In co-precipitation process, the effects of reaction conditions on iron recovery were studied, and the optimal reaction parameters are proposed as follows： n（CaO）/n（Fe2＋） 1.4：1, reaction temperature 80 ℃, ferrous ion concentration 0.4 mol/L, and the final mole ratio of Fe3＋ to FJ＋ in the reaction solution 1.9-2.1. In magnetic separation process, the effects of milling time and magnetic induction intensity on iron recovery were investigated. Wet milling played an important part in breaking the encapsulated magnetic phases. The results showed that the mixed product was wet-milled for 20 min before magnetic separation, the grade and recovery rate of iron in magnetite concentrate were increased from 51.41% and 84.15% to 62.05% and 85.35%, respectively.

Magnetic separation studies for a low grade siliceous iron ore sample

Investigations were carried out, on a low grade siliceous iron ore sample by magnetic separation, to establish its amenability for physical beneficiation. Mineralogical studies revealed that the sample consists of magnetite, hematite and goethite as major opaque oxide minerals where as silicates as well as carbonates form the gangue minerals in the sample. Processes involving combination of classification, dry magnetic separation and wet magnetic separation were carried out to upgrade the low grade siliceous iron ore sample to make it suitable as a marketable product. The sample was first ground and each closed size sieve fractions were subjected to dry magnetic separation and it was observed that limited upgradation is possible. The ground sample was subjected to different finer sizes and separated by wet low intensity magnetic separator. It was possible to obtain a magnetic concentrate of 67% Fe by recovering 90% of iron values at below 200 lm size.

云南金厂河铁矿石高效节能选矿工艺试验

云南金厂河铁矿为合理开发利用全铁品位30.47%的铁矿石,确定有效的选矿工艺流程,针对矿石中有用铁矿物嵌布粒度较细,且与脉石矿物紧密共生,导致矿石难以高效抛废的问题,在碎选工艺引入了高压辊磨超细碎选择性碎解技术,并与常规破碎(-10 mm)湿式磁选预选抛尾工艺进行了对比试验。试验结果表明:在磁性铁回收率相近的情况下,采用高压辊磨—湿式预选工艺抛出的尾矿量明显提高,高压辊磨湿式预选精矿分别采用两段阶段磨矿—单一磁选工艺和两段阶段磨矿—磁选—磁选柱分选工艺,最终获得的分选指标相近,基于降本增效及节能减排的目标,推荐高压辊磨—湿式磁选—两段阶段磨矿—磁选—磁选柱分选工艺,作为该铁矿石的原则选矿工艺流程。

西北某贫磁铁矿高效分选工艺试验

为了高效开发利用西北某贫磁铁矿石资源,在详细的矿石性质研究的基础上,进行了选矿工艺试验。试验结果表明:原矿经常规破碎—干式磁选预选—预选精矿高压辊磨(-3 mm)—湿式磁选预选—预选精矿阶段湿式磨矿—阶段湿式磁选工艺,可获得产率13.95%、全铁品位65.58%、全铁回收率60.32%、磁性铁回收率96.35%的铁精矿,较好地实现了铁矿物的回收,可为开发利用该铁矿石资源提供技术参考依据。

内蒙古某铁矿石选矿试验研究

为了高效开发利用内蒙古某铁矿石资源,在矿石工艺矿物学性质研究的基础上开展了高压辊磨—湿式磁选抛尾—塔磨—磁选全流程试验研究。结果表明:原矿经高压辊磨制得-1mm粒级粉矿,在400mT磁场条件下湿式磁选抛尾,获得了全铁品位36.63%、磁性铁品位为31.31%的湿式预选精矿,湿式预选精矿经塔磨磨至-0.030mm占95%,经1粗1精磁选获得了铁品位为65.78%、回收率为66.22%的铁精矿,试验结果可以为该铁矿石选别流程确定提供依据。

中关铁矿上料系统原矿洗矿脱泥流程优化

中关铁矿为了消除原矿中超细粒级泥料对上料系统的影响,针对因原矿中细粒级物料较多,含泥量高,物料黏性大,水分大造成上料系统皮带通廊卫生量大、磨矿仓易堵塞等问题,采用将原矿进行大块干选、湿式筛分、细粒级预选脱泥、预选精矿脱水作业等工艺,抛除原矿中夹杂的8%的超细粒级泥料的方法进行了原矿洗矿脱泥流程优化的研究,通过流程优化,上料系统皮带通廊卫生量减小,消除了磨矿仓易堵塞的问题。为避免铁资源流失以及对后续磨选作业产生负面影响,还进行了大块干选挡板位置的确定,双层筛筛孔尺寸的确定,预选磁选机磁场强度的确定以及脱水筛筛孔尺寸的确定试验。此次流程优化取得了良好的效果,值得在同类矿山中推广。

赤泥磁化焙烧选铁技术工程应用及经济性分析

采用低温溶出处理的三水铝石型铝土矿溶出赤泥,主要以磁性较差的褐铁矿或者铝针铁矿形态存在,磁选效果不佳。采用磁化焙烧-湿法磁选生产工艺对此类赤泥进行处理,可达到较好的磁选效果,品位为56%的铁精矿,产率可达到31%以上。某沿海氧化铝项目拟采用磁化焙烧-湿法磁选工艺,项目总占地61975 m^(2),总投资43363万元。工程应用后每年减少干赤泥91.7万t,减少赤泥堆存库容61.3万方,每年实现利润920万元。

Recovery of magnetite from waste ferrous sulfate using polyethylene glycol(PEG) as a dispersant

The effect of PEG dispersant on the magnetic separation of magnetite（Fe3O4） synthesized from ferrous sulfate solution via co-precipitation method with calcium hydroxide as the precipitant was investigated. The results indicated that a PEG dispersant could significantly affect Fe3O4 recovery. Adding PEG during the preparation of Fe3O4 was unfavorable for Fe3O4 recovery. When the PEG-6000 concentration was increased from 0 to 8 g/L, the iron grade and median particle size of the Fe3O4 product decreased from 65.58% and 2.35 μm to 57.79% and 1.35 μm, respectively. However, adding PEG during the wet milling of the mixed product promoted the subsequent recovery of Fe3O4. When the amount of PEG-200 increased from 0% to 4% of the powder mass, the grade of iron in the Fe3O4 product increased from 65.58% to 68.32%. While the relative molecular mass of PEG at an amount of 4% of the powder mass increased from 200 to 20000, the grade of iron was reduced from 68.32% to 66.70%.

某低品位锰矿石选矿工艺研究

针对某低品位锰矿石,进行了工艺矿物学和选矿实验研究。工艺矿物学研究结果表明,矿石中Mn含量7.32%,可选矿回收的软锰矿中锰分布率为61.99%。选矿实验结果表明,在磁场强度为1 T,入选粒度为-2.36 mm,出料口宽度为3 cm,皮带转速为5 cm/s时,通过皮带永磁磁选机干抛,可以得到Mn品位为9.85%、作业回收率为49.55%的干抛精矿;对干抛精矿通过湿式高梯度磁选,在磨矿细度为-0.075 mm含量85%、磁场强度为1 T、脉动频率为18 Hz的条件下,可以获得产率为30.91%、品位为16.90%、作业回收率为53.02%的高品位精矿。

基于COMSOL Mutiphysics的外磁筒式磁选机磁系磁场与流场仿真研究

传统外磁筒式磁选机存在的离心捕收和颗粒分散之间的矛盾,导致低转速下细粒精矿流失严重,而提高转速,预选抛尾率和精矿品位均降低。为综合利用磁性矿物与脉石矿物密度和比磁化系数差异强化目的矿物的捕获,开发了一种新型外磁筒式磁选机,在筒面增加一个向心的冲洗水,以实现矿物颗粒捕收与分散的动态调控。采用COMSOL Multiphysics优化了磁系的磁感应强度、磁场梯度参数;探究了分选筒转速、进水量和筒体倾角对流场的影响,优化了流场特性。仿真结果表明:磁极的表面磁感应强度为1.8 T;磁系的磁力线集中于导磁介质处。同时,在导磁介质表面具有较大的磁场梯度(8×10^(−7)A/m^(2))且削减较少,利于磁性颗粒的捕收。本设备优势在于增加向心冲洗水,通过水速变化调节颗粒受力情况,可为永磁磁选机的优化设计提供理论依据。

福建省某铁矿选矿工艺流程研究

为了充分挖掘福建某铁矿的潜在开采价值,针对该矿床的矿石特性,进行了选矿工艺流程试验。试验结果表明:采用原矿弱湿磁选—磨矿—强湿磁选工艺流程,可获得全铁品位60.68%、磁性铁品位33.35%、全铁回收率39.36%的磁铁精矿,全铁品位50.12%、全铁回收率20.87%的褐铁精矿;该工艺流程有效分选出了磁铁精矿及褐铁精矿,并兼顾了矿石分选效率和资源利用率,提升了矿石的经济价值,可为该区矿石的地质评价和开发利用提供依据。

赤泥磁化焙烧湿法选铁技术研究及工程应用经济性分析

采用低温拜耳法处理的三水铝石型铝土矿溶出赤泥,主要以磁性较差的褐铁矿或者铝针铁矿形态存在,磁性弱,磁选效果不佳。试验表明,采用磁化焙烧-湿法磁选生产工艺对此类赤泥进行处理,可达到较好的磁选效果,品位为56%的铁精矿,铁的回收率可达到62%。以某港口氧化铝项目为例,根据试验数据进行计算,采用赤泥磁化焙烧-湿法磁选生产工艺后,预计每年减排赤泥1 337 kt/a,节约赤泥堆存库容106.96万方,每年实现利润1 438.6万元。

新窑选煤厂降低介质消耗的探索与实践

为降低介质消耗,新窑选煤厂对生产系统进行了梳理,并针对块煤与末煤共用重介质回收系统、原煤筛分环节效率低、精煤磁选机入料不稳定、选煤厂生产管理和设备维护不到位等介耗高的主因,进行了相应技改及管理提升:取消合格介质桶共用,末精煤、末矸石脱介弧形筛筛下的合格介质直接回到混料桶;18 mm原煤筛分环节由干法改造成湿法;脱介筛稀介段增加补水,降低磁选机给矿浓度,调整尾矿槽内节流板,清理入料箱及滚筒下回收通道,保证磁选机工况;加强磁铁矿粉采购验收管理、喷水管理、脱介筛及筛板管理、“跑、冒、滴、漏”管理。通过采取上述措施,吨原煤介质消耗由1.91 kg降低至0.73 kg,效果显著。

我国铁矿石磁力粗粒预选抛废工艺研究与实践

铁矿石资源是最大宗金属矿石资源,是我国资源禀赋差但储量十分丰富、当前高度依赖进口的矿石资源,其自给问题关乎国家经济安全。为了指导矿山企业借鉴已有研究与实践成果,以便有针对性地应对本企业铁矿石资源品质差所带来的一系列问题(铁精矿产量低,水、电、钢球单耗大,生产成本高,工艺复杂,细粒尾矿处置潜在安全与环保风险大等),按矿石磁性差异分类归纳、总结了我国在铁矿石高效磁力粗粒预选抛废方面的最新研究成果与生产实践情况。三大类铁矿石的十余种常见高效抛废工艺或工艺组合包括:①强磁性铁矿石常规破碎多阶段产品组合干式预选抛废、单一常规细碎产品干式或湿式预选抛废、常规破碎产品干式+高压辊磨机闭路辊压产品干式或湿式组合预选抛废、(半)自磨机或球磨机排矿中粗粒干式预选抛废、高压辊磨机闭路辊压产品干式或湿式预选抛废,②强弱磁性混合铁矿石常规细碎产品或高压辊磨机开路辊压产品湿式预选抛废、高压辊磨机闭路辊压产品湿式预选抛废,③弱磁性铁矿石(半)自磨机闭路磨矿粗粒产品湿式预选抛废、碎矿产品中块矿干式+高压辊磨机闭路辊压综合粉矿湿式再预选抛废、高压辊磨机闭路辊压产品湿式预选抛废,逐一分析了这些工艺的特点、适用范围、意义和风险,并对类似或相关工艺进行了纵向与横向比较和分析,以便促进各工艺与矿山需求精准对接,最后对铁矿石预选抛废工艺的应用提出了建议。

湿式强磁板式磁选机在安徽某镜铁矿中的应用

安徽某镜铁矿为了提高选别指标及强磁性矿物的回收率,在对矿样性质分析的基础上,采用湿式强磁板式磁选机进行了试验室和工业试验。试验结果表明:该镜铁矿采用SGB-0307湿式强磁板式磁选机,其磁板排列采用横向排布,可将给矿铁品位从32.85%提高到59.82%,产率为27.48%,铁回收率为50.04%;采用SGB-0520湿式强磁板式磁选机,其磁板排列采用横向排布,可将给矿铁品位从33.28%提高到60.31%,产率为32.49%,铁回收率为58.88%。因此,湿式强磁板式磁选机对该镜铁矿具有良好的分选效果,是一种高效分选设备。

湿式强磁选提纯黑电气石的试验研究

采用岩矿鉴定、XRD、化学分析、强磁选等分析和试验方法,对内蒙赤峰黑电气石矿石矿物组成、化学成分、提纯加工工艺进行了研究。研究结果表明,原矿矿石矿物组成为黑电气石和石英,采用二段磨矿、一次粗选、一次精选、一次扫选,中矿集中返回粗选的强磁选工艺流程,使原矿品位70%的黑电气石提纯到95%以上。

新型LYC-720湿式永磁立环高梯度强磁选机的研制及应用研究

本文介绍了该湿式永磁强磁选机的结构特点、工作原理和适用范围,并对非金属矿除弱磁性杂质及弱磁性金属矿种提纯进行了的磁选分选试验研究,分选结果表明该永磁强磁选机通过永磁磁系产生了具有高磁场梯度的工作分选区,与同场强的电磁磁选机相比,除铁效果相当,但新型永磁磁选机具有能耗低、操作简单、易于维护等特点,可在非金属矿除铁及弱磁性金属矿种提纯领域中推广和应用。

粉煤灰干湿联合磁选提铁试验研究

为了给酒钢电厂粉煤灰中铁的回收工艺提供指导,对粉煤灰进行了提铁试验研究。采用干式磁选预富集-湿式中磁粗选-磨矿-弱磁精选工艺,最终获得铁品位54.90%、铁回收率55.73%的铁精矿,为酒钢粉煤灰利用提供了理论依据。

红格低品位难选橄辉岩型钒钛磁铁矿石选矿试验

攀西红格铁矿随着开采深度的增加,采出矿石辉长岩、辉石岩含量逐渐降低,而橄辉岩含量逐渐提高,导致企业采用原工艺无法获得合格的铁精矿产品。为给红格中深部难选橄辉岩型钒钛磁铁矿石合理选矿工艺确定提供依据,在对矿石性质分析的基础上,进行了选铁试验研究。结果表明:矿石铁品位为14.75%、TiO_2含量为5.59%,以钛磁铁矿形式存在的铁占总铁的55.05%;矿石破碎至-3 mm经湿式预选抛尾,可以获得铁品位为21.05%、回收率为83.61%的预选精矿,抛除产率为41.12%、铁品位为5.91%的废石;预选精矿经磨矿—弱磁选—搅拌磨再磨—弱磁粗选—磁团聚重选机精选,可以获得铁品位为57.25%、回收率为46.54%的精矿,铁精矿TiO_2含量为9.55%。试验结果为该类低品位橄辉岩型钒钛磁铁矿石的高效开发利用提供了技术依据。

转炉钢渣磁选综合利用试验研究

为了充分利用转炉钢渣,本文测试了陕西某钢厂转炉钢渣物相组成。从选矿的角度,采用湿法磁选的方法,并得到了在不同的细度和磁场强度下铁精粉的铁品位和回收率。