Recovering limonite from Australia iron ores by flocculation-high intensity magnetic separation

Successful recovery of limonite from iron fines was achieved by using flocculation-high intensity magnetic separation (FIMS) and adding hydrolyzed and causticized flocculants according to the characteristic of iron fines. The separation results of the three iron samples are as follows: iron grade 66.77%67.98% and the recovery of iron 69.26% 70.70%by the FIMS process with flocculants. The comparative results show that under the same separation conditions the FIMS process can effectively increase the recovery of iron by 10.97%15.73%. The flowsheet results confirm the reliability of the process in a SHP high intensity magnetic separator. The concentrate product can be used as raw materials for direct reduction iron-smelting. The hydrolyzed and causticized flocculants can selectively flocculate fine feebly-magnetic iron mineral particles to increase their apparent separation sizes. The larger the separation size, the stronger the magnetic force. By comparing the separation results of the three samples it is found that amongthe three samples the higher the limonite content, the better the separation result. This means that the separation result relates closely to the flocculation process and the adding pattern of the flocculant.

缅甸某低品位复杂难选铁锡矿石综合回收试验研究

缅甸某低品位铁锡矿石含铁29.79%、锡0.495%,脉石成分主要为Si O_(2),主要有价矿物为磁铁矿和锡石,二者紧密共生,粒度较细。为确定该矿石的高效开发利用工艺,基于原矿性质研究,采用湿式弱磁选铁—锡石回收(摇床重选—摇床中矿再磨后高梯度强磁选除铁—摇床重选)—锡综合粗精矿浮选脱硫磁选除铁(弱磁选+高梯度强磁选)流程进行了选矿试验。结果表明:该工艺最终可获得锡品位57.956%、锡回收率69.08%的锡精矿,铁品位65.21%、铁回收率48.22%的铁精矿,硫品位46.35%、硫回收率38.31%的硫精矿,铁、锡和硫精矿所含杂质均未超标,总尾矿的锡品位降至0.153%,实现了铁锡矿石资源的综合回收利用。

某氰化尾渣中磁选回收铁试验研究

为综合回收利用某含金银多金属氧化矿氰化尾渣中的铁,针对氰化尾渣进行了弱磁选和强磁选回收铁的试验研究。试验结果表明:在弱磁粗选磁场强度为238.85 kA/m,弱磁精选磁场强度为159.24 kA/m,弱磁粗选尾矿强磁选磁感应强度为1200 mT的条件下,通过弱磁—强磁分选工艺,获得了全铁品位为64.08%、铁回收率为21.11%的弱磁铁精矿和全铁品位为45.81%、铁回收率为40.31%的强磁铁精矿,综合全铁回收率为61.42%,达到了综合回收利用铁资源的目的。

攀西某钒钛磁铁矿石铁品位对铁精矿品质的影响研究

为提高攀枝花矿区不同品质矿石资源开发的科学性,对现场4种不同品位梯度的有代表性矿样进行了原矿铁品位与铁精矿品质关系研究。结果表明:①原矿铁品位降低,钛磁铁矿、钛铁矿的嵌布粒度均变细;②Fe品位较高的原矿,TiO_(2)和V_(2)O_(5)品位也较高,有害成分S含量也较高、但P含量较低,其他杂质CaO、MgO、Al_(2)O_(3)、SiO_(2)含量总体呈下降趋势;③Fe品位较高的原矿,钛磁铁矿中铁含量及分布率均较高,即钒钛磁铁矿品位较高,铁精矿理论回收率也较高;④Fe品位较高的原矿,钛磁铁矿、钛铁矿和硫化矿含量均较高,钛铁矿与钛磁铁矿含量之比下降;⑤原矿Fe品位越低,矿石越易磨;⑥TFe品位较高的原矿,铁精矿产率也较高,精矿TiO_(2)品位、S含量也较高,表明原矿品位较低的矿石所生产的铁精矿,其品质更有利于后续冶炼。

国外某高磷鲕状铁矿选矿试验研究

国外某高磷鲕状铁矿石主要铁矿物为磁铁矿和赤褐铁矿,有害杂质硫含量较低,伴生杂质硅、铝、磷含量较高。为降低该高磷鲕状铁矿石中的磷矿物含量,提前抛出部分含磷高的尾矿,进行了多粒级干式预选试验研究,探索预选抛废的可行性,同时对磨选工艺进行了阶段磨矿磨矿细度试验。试验确定了原矿阶段磨矿—弱磁选流程,最终获得了产率47.42%、铁品位64.45%、磷品位0.501%、铁回收率53.19%的铁精矿,有效降低了铁精矿中的磷含量,为合理开发利用该铁矿资源提供了参考依据。

强磁选—磁化焙烧—弱磁选工艺回收某尾矿中的菱铁矿

云南某尾矿含铁13.88%,主要以菱铁矿的形式存在,具有回收利用价值。采用“强磁选—流态化磁化焙烧—弱磁选”工艺回收铁,考察了矿样焙烧前后铁物相的转变。结果表明,强磁选可以获得产率21.60%、铁品位27.18%、铁作业回收率40.19%的铁粗精矿;铁粗精矿采用550℃预氧化7.5 min并在温度450℃、还原势R=0.6条件下还原磁化焙烧7.5 min,能保持还原产物中Fe_(3)O_(4)的稳定性,无FeO生成,保证了铁氧化物的高磁性转化率和强适应性,获得产率90.84%、铁品位30.02%的焙砂;焙砂经弱磁选可获得产率35.29%、铁品位60.51%、作业铁回收率71.13%的磁铁精矿。研究成果为尾矿资源综合利用及难处理铁矿资源高效利用提供了有益参考。

难选褐铁矿流态化磁化焙烧—弱磁选工艺研究

某低品位复杂难选铁矿,铁主要以褐铁矿形式存在,褐铁矿与脉石矿物紧密共生,导致强磁选精矿铁品位偏低,难以获得合格铁精矿。通过试验发现,采用高梯度强磁选预富集—流态化磁化焙烧—弱磁选工艺可以高效利用该褐铁矿,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气氛和气量,以及焙烧产品磨矿细度、磁感应强度等参数对强磁精矿磁化焙烧指标的影响。同时,详细分析了焙烧前后试样中铁物相及嵌布特征的变化情况。结果表明,针对铁品位36.58%、粒度为-0.074 mm占83.73%的强磁精矿,在焙烧温度500℃、焙烧时间15 min、还原气体CO浓度20%、总气量600 mL/min,焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占90%、磁场强度0.15 T的试验条件下,采用流态化磁化焙烧—弱磁选工艺,最终获得了产率59.01%、铁品位58.69%和铁回收率85.89%的铁精矿。研究结果为该类难选铁矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。

某难选高硫铁矿选矿试验研究

为更好地回收某难选高硫铁矿,对含铁30.49%、含硫2.35%的原矿,利用化学多元素分析、光学显微镜、矿物自动分析仪(MLA)等手段,对矿石的矿物组成、主要元素赋存状态、主要矿物的嵌布特征等进行了研究,并进行了选矿试验。结果表明:(1)磁铁矿矿物粒度总体较为细小,部分磁铁矿与黄铁矿、磁黄铁矿紧密嵌布;(2)采用“弱磁-铁粗精矿脱硫-再磨-弱磁”工艺,在一段磨矿细度为-0.074 mm占80%,二段磨矿细度-0.038 mm占95%条件下,可获得铁精矿含TFe 63.35%,含S 0.21%,铁回收率69.66%的指标。

南芬选矿厂选别工艺流程试验

为支撑南芬选矿厂智能提效大型化改造,以主采场矿石为研究对象,在工艺矿物学研究的基础上,采用辊磨前干抛—高压辊磨—辊磨产品湿式抛尾—阶段磨矿—弱磁选组合工艺流程,可提前抛除产率21.40%的尾矿,大幅降低后续入磨矿量,提升入磨矿样全铁品位,最终获得产率39.07%,TFe和mFe含量分别为68.20%和66.19%,TFe和mFe回收率分别为86.66%和98.98%的铁精矿。

添加剂活化赤泥磁化焙烧⁃弱磁选回收铁

为查明添加剂对赤泥磁化焙烧⁃弱磁选回收铁的影响,以某高铁高铝赤泥为研究对象,研究了焙烧、磁选制度对铁回收率的影响。结果表明,白云石和磷石膏对铁的回收无明显作用,而硫酸钠活化作用明显。较佳实验条件为:硫酸钠用量10%、焙烧温度650℃、焙烧时间90 min、总气体流量500 mL/min、CO体积分数30%、焙砂磨矿细度-0.045 mm粒级占比65%、磁场强度68.8 kA/m,此时可获得TFe品位和回收率分别为60.65%和94.01%的磁铁精矿。热力学分析结果表明,在研究温度范围内,白云石与磷石膏均有利于铁橄榄石的分解,而对铁尖晶石的分解不起作用,硫酸钠则可同时促进二者的分解。

袁家村铁矿闪石型磁铁矿高压辊磨及阶磨阶选工艺技术研究

对太钢袁家村铁矿闪石型磁铁矿进行了高压辊磨-预选及阶磨阶选工艺技术研究。为了降低入磨矿石选比,采用高压辊磨进行超细碎并对-3 mm粒级物料进行湿式预选,可以抛出产率22%的粗粒尾矿,预选精矿TFe品位提高到36%左右。高压辊磨前后矿样的磨矿功指数分别为11.91 kW·h/t和11.11 kW·h/t。高压辊磨-预选-阶磨阶选流程试验获得了精矿产率33.92%、TFe品位67.13%、回收率75.75%的指标,选比由2.95下降至2.27。高压辊磨-预选-阶磨阶选工艺为此类低品位磁铁矿大规模低成本开采提供了节能降耗新思路。

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(-0.074 mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58 kA/m)—弱磁精矿再磨(-0.045 mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58 kA/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-0.045 mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、CaCl2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。

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。

老挝某褐铁矿抛尾矿选矿试验研究

对老挝某褐铁矿抛尾矿进行了磁化焙烧—重选—磁选试验。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿进行了焙烧、磁选、重选分选试验,并进行了多流程对比试验,研究出了适合该矿的选矿工艺流程,采用还原焙烧—摇床—弱磁选,取得了精矿产率42.95%、铁精矿品位62.10%、回收率45.73%的指标;采用中选焙烧—摇床—弱磁选,取得了精矿产率28.41%、铁精矿品位59.70%、回收率29.28%的指标。

云锡公司某锡尾矿预抛及铁回收试验

云锡公司二次资源锡尾矿中有价元素品位较低,主要目的矿物钨、锡均达到“双零”级别,考虑到综合回收目的元素价值有限。需要先进行预抛和回收铁矿物,以降低粗粒级和铁矿物对后续作业的干扰,同时节约后续选别成本,对锡尾矿进行筛分预抛、弱磁选、强磁选试验研究。试验结果表明,当采用筛分粒径为0.150 mm、磁滚筒磁场强度为0.12 T;高梯度磁选机磁场强度0.4 T、矿浆流量为12 L/min、脉动冲次为200次/min、磁介质为3.0 mm,最终可获得粗粒级抛除率12.64%,弱磁选Fe精矿品位54.83%、回收率4.83%,强磁选Fe精矿品位42.52%、回收率8.26%。

鞍钢东部矿区尾矿再选工艺流程优化

鞍钢东部矿区尾矿再选采用“预富集-流态化磁化焙烧-磁选”的选矿工艺,预富集流程采用“一次弱磁-一次强磁-磨矿-二次弱磁-二次强磁”的选矿工艺,优化为采用“一次弱磁-一次强磁-旋流器细筛联合分级”的选矿工艺,节省了投资和运行成本。预富集精矿进行流态化磁化焙烧后,原工艺流程是“造浆-磨矿-磁选”,根据试验报告焙烧磁化率为89.17%,还有10.83%的弱磁性铁矿物没有被磁化。因此,优化后的工艺流程是“造浆-磁选-磨矿”,可以提前将没有磁化的弱磁性铁矿物抛尾,大量减少入磨矿量。

某选锌尾矿铁硫综合回收工艺试验

某选矿厂为了回收利用选铜、锌后尾矿中的铁、硫资源,实现伴生矿产资源的综合开发利用和有价组分的梯级回收,针对选锌尾矿中的磁黄铁矿在选锌过程中被大量石灰抑制可浮性变差的问题,通过在磁场强度175 kA/m的条件下进行弱磁选,弱磁选尾矿经1粗3精1扫浮选流程得到了硫精矿1;弱磁选精矿再磨至-0.038 mm87.50%后,经1粗3精3扫流程获得硫精矿2,两者合并获得了硫品位31.15%、硫回收率81.62%的最终硫精矿;将弱磁精矿浮选后尾矿再进行弱磁选,得到了铁品位64.87%、铁回收率35.09%、含硫4.19%的铁精矿,实现了铁、硫资源的综合回收。

钠化还原法处理高铝褐铁矿新工艺

开发一种处理高铝褐铁矿的新工艺。采用钠化还原-磁选法对一种铁品位为48.92%(质量分数)、Al2O3含量为8.16%(质量分数)的高铝褐铁矿进行铝铁分离研究。结果表明:当硫酸钠添加量为12%(质量分数),还原焙烧温度为1050℃,焙烧时间为60min时,焙烧产物磨至粒度小于0.074mm的占98%;在磁场强度为0.675T的条件下,可获得铁品位91.00%,Al2O3含量1.36%的金属铁粉,铁的回收率为91.58%,铝的脱除率为90.47%。XRD研究结果表明,在钠盐焙烧过程中,铁氧化物被还原成金属铁,大部分铝、硅矿物与硫酸钠反应生成非磁性物质铝硅酸钠,经磁选后进入非磁性物,从而实现铝铁的高效分离。

张家口地区鲕状赤铁矿还原焙烧-弱磁选试验研究

鲕状赤铁矿因其微细粒嵌布、结构复杂等特点,一直被认为是世界选矿难题。本文针对张家口地区难选鲕状赤铁矿的矿石性质进行了选矿工艺研究。不论是采用强磁-重选,还是采用强磁-反浮选工艺流程,在铁精矿品位为62%的条件下,其回收率均达不到55%。为此,进行了的焙烧-弱磁选试验研究,在焙烧温度850℃、焙烧时间75~90min、矿煤比11、磨矿细度-0.074mm占80%、磁场强度为80kA/m条件下,经过一次精选,可获得品位63.06%、回收率86.05%的铁精矿。

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。