山西风化型残积红铁矿合理选矿工艺的探讨

本文对山西省乡宁境内风化型红铁矿提供了选别的可能性,合理的选矿方法及可能达到的选别指标。进行了多种方法试验:正浮选、反浮选、絮凝反浮选、重选、磁选、焙烧——磁选以及上述方法的联合。在试验基础上提出了四种流程以及选别指标,指出了选别这种矿石的可能方法是焙烧—磁选法。在保持一定指标的前提下部份回收赤铁矿、褐铁矿时,可能的选别方法是洗矿一重选法。本文并对流程中一些问题进行了讨论。     

我国铁矿山选矿技术的新进展

目前国内选矿厂处理的铁矿石主要有磁铁矿和赤铁矿两大类,磁铁矿选矿新工艺主要有:阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺、全磁选选别工艺、超细碎湿式磁选抛尾工艺;赤铁矿(又称红矿)选矿新工艺主要有:连续磨矿-磁选-浮选联合工艺、阶段磨矿-重选-磁选-浮选联合工艺、强磁选-反浮选-焙烧联合工艺。     

瓦斯泥物料性质及选别方法的试验研究

试验研究表明，瓦斯泥主要有用成分为铁矿物，以赤铁矿和磁铁矿的形式存在；采用单一的磁选、重选、浮选方法铁矿物均不能得到充分有效地回收，而采用联合选别流程获得了较好的指标，推荐了重选－反浮选－磁选联合选别的原则流程。     

河北某地微细粒赤铁矿选矿工艺研究

对河北某地微细粒级的赤铁矿分别用阶段磨矿-重选-弱磁选-高梯度磁选-阴离子反浮选和阶段磨矿-弱磁选-高梯度强磁选-反浮选试验流程进行选别试验,前者所得的选矿指标为,精矿产率为44.32%,铁品位为62.88%,铁回收率为79.84%。后者的试验指标为,精矿产率为43.29%,品位为65.32%,铁回收率为80.43%。     

难选贫锰矿选矿新工艺及剪切洗矿的理论研究(英文)

一种储量巨大的典型细粒难选贫锰矿,经历了长时间的重选、浮选、强磁选及焙烧磁选的研究均难于回收。而用连二硫酸法处理虽能得到很好的指标,但成本高。从矿物结构找到其难选的真正原因,发展了一种“自磨解洗——剪切洗矿——超声波分散高梯度磁选”新工艺。本文重点研究了用于细粒的剪切洗矿。     

高磷鲕状赤铁矿还原焙烧及微生物脱磷试验

以湖北鄂西某高磷鲕状赤铁矿为研究对象,采用还原焙烧-弱磁选方法进行试验,并用黑曲霉对磁选后精矿进行微生物浸出脱磷研究.试验结果表明,正交实验得出各因素对精矿品位的影响顺序从大到小依次为焙烧温度、焙烧时间、还原剂比例、磨矿粒度.最佳焙烧-弱磁选条件为焙烧温度900℃、焙烧时间25 min、还原剂配比6％、磨矿粒度-0.074 mm95.08％,在此条件下获得精矿品位57.25％、回收率90.20％的较好的选别指标.黑曲霉对精矿中的磷元素具有较强的脱除能力,微生物浸出作用8d后,在较低的矿浆浓度下矿石的脱磷率为79.68％,矿石中的含磷量由0.85％降低到0.17％.该研究为微生物用于铁矿石的脱磷提供了理论依据.     

河北地区某贫细磁铁矿优化工艺试验研究

针对河北地区某贫细磁铁矿的矿石性质及特点,进行了选别工艺流程探索试验研究。采用粗选—粗精再磨两段磁选—精矿再磨再磁选的选矿工艺流程,可使铁精矿品位达到64.20%,回收率为66.70%的技术指标。     

一种难选铁矿石磁选精矿直接反浮选的分散特征

介绍了一种处理难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选工艺.采用XRD,SEM和EDS等手段对原矿、精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行了表征,重点探讨了分离过程中矿物的分散特征,为含碳酸盐难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选技术提供理论基础.研究结果表明,采用添加分散剂直接反浮选技术可以获得合格铁精矿;有用铁矿物和脉石矿物细颗粒无选择性粘附在有用铁矿物和脉石粗颗粒表面,是造成铁矿石分离困难的主要原因;分散剂的加入有利于颗粒分散,从而实现了有用铁矿物与脉石矿物的选择性分离.     

云南惠民铁矿微波磁化焙烧工艺

基于云南惠民铁矿主要为细粒浸染结构、氧化矿的主要铁矿物为褐铁矿,以氧化矿为研究对象,采用微波磁化焙烧-弱磁选工艺分选铁矿石,考查微波焙烧温度、还原剂用量、磁选磁场强度对分选指标的影响。研究结果表明:在焙烧温度为800℃,还原剂用量为12%,还原时间为12 min,磁选磁场强度为119.37 kA/cm的条件下,获得铁精矿品位为59.31%,回收率为81.92%,证实微波磁化焙烧铁矿石的方法可行,为难选铁矿石的分选提供了一种新的思路。     

都匀牛角塘氧化锌矿石的选矿研究

本文简述了都匀牛角塘氧化锌矿石的物质成分及其特性,介绍了浮选试验的工艺流程及指标。由于合理地解决了浮选顺序、氧化矿的硫化及矿泥的不良影响,分选效果较好。文中还初步分析了以上几个主要工艺因素对选别影响的机理。     

用磁选柱精选齐大山选矿厂磁选中矿的试验研究

介绍了用磁选柱选别齐大山选矿厂磁选中矿的实验室研究。试验证明：磁选柱可有效地将磁铁矿连生体颗粒从磁铁矿精矿中分选出来,从而获得高品位的铁精矿。     

高铁赤泥悬浮磁化焙烧-弱磁选提铁工艺

高铁赤泥中的铁含量较多,是一种潜在的铁矿资源.因此,研发创新性工艺和技术以实现赤泥中铁的回收利用和赤泥减量很有必要.针对拜耳法高铁赤泥,制定了悬浮磁化焙烧-弱磁选的工艺流程,并研究了焙烧温度、焙烧时间、还原气CO浓度和总气量对磁化焙烧效果的影响.结果表明,在最佳焙烧条件下,焙烧矿经过弱磁选别,可获得磁选精矿TFe品位为56.40%,回收率为88.46%的指标.通过对原料和焙烧产品的XRD分析、铁的化学物相分析、SEM-EDS分析和VSM分析可知,赤泥中的弱磁性的赤铁矿在磁化焙烧过程中被还原成了强磁性的磁铁矿.     

某地区鲕状赤铁矿还原焙烧-弱磁选试验研究

鲕状赤铁矿选矿一直被认为是世界选矿难题。本文针对某地区难选鲕状赤铁矿进行了焙烧—弱磁选试验研究,在焙烧温度900℃,焙烧时间80分钟,矿煤比12,磨矿细度-0.074mm占85%,磁场强度为70KA/m条件下,经过一次精选,可获得品位63.57%,回收率85.98%的铁精矿。     

东鞍山浮选尾矿预富集精矿悬浮磁化焙烧试验研究

为实现东鞍山铁矿石浮选尾矿的资源化利用,对浮选尾矿预富集精矿开展了悬浮磁化焙烧试验研究.结果表明,浮选尾矿预富集精矿主要矿物组成为赤褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿和石英,TFe品位为31.13%.浮选尾矿预富集精矿适宜的悬浮磁化焙烧工艺参数为:气体流量600mL/min,氢气体积分数20%,焙烧温度520℃,焙烧时间20min.焙烧产品经弱磁选可得铁精矿的TFe品位为64.23%,回收率为79.53%.焙烧产品的铁物相,XRD,VSM分析表明,经过悬浮磁化焙烧后,原矿中赤褐铁矿和碳酸铁转变为磁铁矿,矿石的饱和磁化强度和磁化率增强.     

国外某高云母难处理氧化铜矿选矿工艺研究

针对国外某高云母氧化铜矿开展选矿工艺研究.经工艺矿物学研究得知,以白云母为主的脉石矿物,与目的矿物在选矿时发生竞争吸附,在中矿中反复循环,致使铜精矿产出困难,闭路难以实现金属量的平衡等情况,在选矿工艺流程试验基础上,确定采用预先脱除云母-云母精矿磁选-氧化铜浮选的工艺流程.通过镜下检测发现,预先脱除的云母精矿中含有部分被褐铁矿包裹的微细粒黄铜矿,所以采用强磁法处理云母精矿,获得了磁选精矿含Cu(质量分数,下同)10.55%,Cu回收率0.99%,浮选铜精矿含Cu 20.14%,Cu回收率为84.76%的较好的选别指标,对同类矿床回收有价金属有一定的参考价值.     

微细粒混合磁选精矿分级—分散浮选试验研究

针对东鞍山混合磁选精矿进行了预先分级—强化分散浮选试验研究，同时结合沉降试验、动电位测试、浊度测试等分析了分选效果改善的原因.在最优条件下分级—分散浮选闭路试验可获得精矿铁品位66.24%、铁回收率79.47%的浮选指标，与单一分散浮选的闭路试验相比，精矿铁回收率提高了4.47%.沉降试验和浊度测试表明，分散剂柠檬酸及粒度组成均会影响赤铁矿-石英混合矿的分散特性，柠檬酸主要吸附在赤铁矿表面从而增大矿粒间的静电斥力，优化粒度组成实现窄级别浮选则会进一步减弱矿粒间的非选择性团聚(罩盖)，为后续浮选分离创造有利条件，这也与DLVO理论及团聚动力学的分析结果基本一致.     

河南西峡红柱石原生矿选矿扩大试验研究

报道了在国内首次采用磨擦洗矿－重介质分选－磁选－浮选联合流程对河南西峡红柱石原生矿进行选矿扩大试验的研究工作。扩试指标均达到国家“八五”攻关合同要求，为采用国产设备兴建红柱石选厂提供了可靠依据     

新型磁选设备的小型试验研究

叙述了新型实验室设备──磁选柱的结构、分选原理,以及选别各种磁铁矿粗精矿的实验室研究。试验结果表明,磁选柱是磁铁矿的,一种高效精选设备。磁选柱的分选特点是把磁铁矿连生体颗粒有效地从磁铁矿粗精矿中分选出来,从而获得高品位的铁精矿。     

湖南花垣锰矿矿石磁性和强磁选特点

本文对花垣锰矿矿石特性和物化性质进行分析,指出该矿属于一种低铁高磷贫锰难选矿石,用浮游选矿法和重力选矿法都难以达到富锰的目的。根据矿石与废石及脉石磁性差别较大的特点,采用磁选法选别花垣锰矿可以得到较好的选矿指标。介绍了间接法确定菱锰矿比磁化系数的原理、意义及测定结果,指出花垣锰矿菱锰矿不仅磁性较强,而且具有铁磁性的某样特征。对几年来用磁选法选别花垣锰矿所使用的磁选设备、流程及指标进行了综合分析,提出花垣锰矿强磁选的一些特点和合理流程。     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA.m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.