强磁精矿反浮选试验研究

酒钢选烧厂强磁精矿中铁矿物主要由菱铁矿、赤铁矿以及少量褐铁矿组成,杂质成分中SiO2含量11.16%偏高,通过反浮选可以将SiO2含量降低至3.28%,且强磁精矿的浮选尾矿品位为19.33%,作业铁回收率为92.29%,强磁精矿反浮选是改善精矿指标的途径之一。

酒钢红矿强磁精矿烧结

为提高烧结机产量,降低燃耗,根据酒钢精矿的特点和目前的设备状况,采取了十项技术措施,使烧结利用系数由过去的0.9～1.0t/(m^2·h)提高到1.08～1.18t/(m^2·h),接近或达到了设计指标,创酒钢历史最好记录。烧结矿的转鼓强度由77.77%,

烧结去除白云鄂博氧化矿强磁精矿试验研究

文章针对选矿过程中含铁硅酸盐矿物与赤铁矿物难分离的特点,且含铁硅酸盐矿物集中存在于白云鄂博铁精矿的氧化强磁精矿中,属于有害杂质含量高、难还原的部分,进行自产混精去除氧化强磁精矿后的烧结试验研究。试验结果表明:可以改善烧结性能,提高烧结矿品位,降低烧结矿的有害杂质含量,有利于改善烧结矿的冶金性能。

含菱铁矿强磁精矿分选试验研究

某些铁矿山随着开采力度的加大,矿石中的菱铁矿含量逐步升高,生产实践表明,矿石中菱铁矿含量的升高对浮选工艺产生极大的影响,使得浮选指标呈下降趋势,严重影响生产指标。试验采用优先浮选菱铁矿-反浮选试验流程,以Na2CO3为优先浮选流程的调整剂,α-淀粉为抑制剂,Y-1为捕收剂,获得铁精矿品位65.67%,回收率60.32%的良好浮选指标。

烧结配加强磁精矿试验研究

通过不同的强磁精矿配比试验进行烧结,使烧结矿性能指标发生变化,我们分析其变化规律,找到能指导实际生产的配比。即强磁精矿配比应控制在10%～30%之间,并能起到调节烧结矿中SiO2的作用,从而科学地利用了强磁精矿。

研山铁矿强磁精矿再磨再选试验

研山铁矿选厂为解决以贫连生体状态存在的强磁精矿对现场选别流程影响的问题,通过对现场强磁精矿进行一系列的分析试验,确定了对强磁精矿进行再磨再磁选提前抛尾后再进入浮选的试验方案。试验结果表明:在将强磁精矿磨至-0. 074 mm 98%,在398. 09 k A/m的磁场强度下进行磁选,可提前抛尾60%以上,并获得铁品位63. 11%的浮选精矿;稳定并提高了浮选指标,达到了降本增效的目的,为企业的资源高效利用提供了可行的技改方案。

包钢复合烧结配加强磁精矿试验

强磁精矿主要在选矿厂与其它铁精矿混匀，供烧结生产。强磁精矿钾、钠、氟含量高，导致包钢烧结以及高炉指标均与国内先进指标有很大的差距。试验目的是将强磁精矿单独分离出来，通过三烧车间的复合造块工艺，用于复合造块工艺的球料，将其危害范围降至最小。

鞍千选矿厂强磁选精矿正浮选试验研究

鞍千选矿厂为提高浮选指标,对强磁选精矿进行了正浮选试验,研究了pH值、捕收剂TD-Ⅱ用量、浮选机转速和浮选温度对浮选指标的影响,并对赤铁矿和石英单矿物进行了接触角测试。试验结果表明:铁品位21.42%的原矿在pH值为6.0、TD-Ⅱ用量900 g/t、浮选机转速2000 r/min、浮选温度35℃的条件下,经1粗1精2扫闭路试验,可获得精矿产率41.38%、铁品位43.54%、铁回收率84.11%的铁精矿;捕收剂TD-Ⅱ可显著提高赤铁矿的接触角,并且不改变石英的接触角,捕收剂TD-Ⅱ对赤铁矿具有较好的选择性,该研究结果可为该选厂的浮选指标优化提供依据。

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。

梅山铁尾矿强磁再选粗精矿深度还原试验

由于梅山铁矿石中弱磁性铁矿物含量很高,导致梅山尾矿的铁品位较高。梅山铁矿选矿厂对该尾矿进行了强磁再选,获得了铁品位为31.80%的再选粗精矿。为获得合格的铁产品,东北大学对该再选粗精矿进行了深度还原工艺技术条件研究,结果表明,在还原温度为1 275℃,还原时间为60 min,料层厚度为30 mm,配碳系数为2.0,煤粉粒度为-2.0 mm情况下进行深度还原,金属化率为89.20%的还原物料经1段弱磁选可获得铁品位为80.05%、回收率为98.03%的弱磁选铁粉。

白云鄂博氧化矿强磁选精矿浮选工艺研究

包钢选矿厂现行反浮选工艺流程对白云鄂博氧化矿强磁选精矿的选别效果较差,使白云鄂博氧化矿的精矿质量受到影响。为此,对白云鄂博氧化矿强磁选精矿进行了单一反浮选方案、反浮选—正浮选方案及正浮选—反浮选方案的试验比较。根据比较结果,采用反浮选—正浮选方案进行闭路流程试验,取得了精矿铁品位为59.32%,铁回收率为64.52%的较好选别指标。

昆钢大红山二选厂强磁选精矿提质降硅技改实践

昆钢大红山铁矿二选厂采用振动螺旋溜槽+摇床重选工艺代替浮选工艺,对铁品位49.43%,S iO2含量16.71%的强磁选精矿进行选别,精矿铁品位提高到58.71%,S iO2含量降到12.32%,铁回收率85.21%,达到了降低S iO2技改含量,提高铁精矿品位,节约成本的目的。

南芬选矿厂阴离子反浮选工艺试验研究

为研究南芬选矿厂尾矿再磨再选工艺,针对尾矿回收强磁精矿进行了阴离子反浮选条件试验,采用油酸钠为捕收剂、淀粉为抑制剂、氧化钙为活化剂、氢氧化钠为pH值调整剂,通过单因素试验,对药剂制度进行了优化试验。试验结果表明:综合考虑铁品位及铁回收率,确定在pH值为10、淀粉用量1650 g/t、氧化钙用量900 g/t、油酸钠用量1400 g/t的条件下,可获得铁品位42.88%、铁回收率71.47%的铁精矿。

攀西某钛铁矿浮选实验研究

针对攀西某选矿厂强磁钛精矿的矿石性质,采用"H2SO4-Na2SiO3-FW"药剂制度,对TiO2品位22.14%的强磁精矿进行浮选,获得钛铁矿精矿品位TiO247.56%、回收率79.59%的实验指标.

白云鄂博氧化矿选矿工艺优化试验研究与应用

在白云鄂博氧化矿石工艺矿物学特征分析基础上,结合白云鄂博氧化矿选矿工艺流程中中磁-强磁选工艺现状,通过中磁给矿与强磁精矿性质分析和强磁精矿反浮选试验研究,提出了优化中磁-强磁选工艺的方案与建议,经实验室试验研究,有效地提高了浮选给矿品位及最终浮选精矿品位。

酒钢粉矿悬浮磁化焙烧扩大试验研究

针对酒钢镜铁山粉矿强磁选工艺存在的精矿铁回收率和品位均较低的问题,东北大学在对强磁预富集精矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了悬浮磁化焙烧扩大试验研究。结果表明:酒钢粉矿强磁预富集精矿TFe品位为39.02%,预富集精矿含铁矿物主要为赤铁矿和菱铁矿,铁分布率分别为67.81%、28.36%,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石;粉矿采用强磁选抛尾—悬浮焙烧—磁选—反浮选新工艺,最终获得了TFe品位60.67%、SiO2含量4.52%的合格铁精矿,铁回收率为76.27%。与原单一强磁选工艺相比,新工艺的精矿铁品位提高了16.11个百分点,SiO2含量降低了6.83个百分点,铁回收率提高了14.43个百分点,精矿指标有了较大幅度的提高,为下一步粉矿资源的高效利用提供了技术依据。

从黑山铁矿中回收钛铁矿的试验研究

为了提高选铁尾矿中钛铁矿的分选指标,对强磁选的钛铁矿粗精矿进行了浮选试验研究。粗精矿含有的主要脉石矿物为黄铁矿、斜长石等,其中TiO2含量为27.40%,试样经脱硫后采用EM351-2与EM351-3混合药剂作为捕收剂时,经过一次粗选,五次精选,可得到品位47.23%,回收率58.29%的钛精矿,并且质量浓度在26~32%范围内试验室指标稳定。现场连续运转26班次后,可得到TiO2平均品位46.51%,平均作业回收率62.37%的稳定指标。

某铜矿综合回收试验研究

采用选冶联合流程综合回收新疆某铜矿中有价金属。结果表明,先采用铜浮选得到品位18.01%的铜精矿,铜回收率达90%。选铜尾矿再磁选得到含钪54g/t、铁59.28%和钛19.08%的强磁精矿。强磁精矿在液固比5∶1、90℃、12 mol/L盐酸浸出2h时,钪、铁、钛的浸出率分别为92.58%、80.97%和13.88%。酸浸液采用P204+TBP萃取钪,钪萃取率达90%,总回收率85%以上;采用N235萃取铁,铁萃取率达99%,总回收率80%以上;采用酸浸—水解回收钛,钛总回收率85%以上。

氧化矿强精单独选别工艺流程的试验研究

针对氧化矿强磁精矿、弱磁精矿两种不同矿物采用单独反浮选工艺流程进行工业试验与研究,指出强精单独反浮选试验为下一步正浮选提供可靠的依据,达到氧化矿提质降杂的目的。

KYF—50型浮选机工业试验研究

介绍了白云鄂博氧化矿强磁选精矿采用反-正浮新工艺工业试验情况。试验结果表明,氧化矿强磁选精矿采用反-正浮新工艺提质降杂效果明显,这为提高高炉利用系数,提高冶炼经济效益提供原料保证。