高压辊磨对磁铁矿石磁选特性的影响

对弓长岭磁铁矿石的高压辊磨和颚式破碎产品分别进行阶段磨矿—阶段磁选—细筛再磨试验,分析了两种破碎方式对弓长岭磁铁矿石磨矿特性和磁选特性的影响。结果表明:高压辊磨工艺适宜的一段磨矿细度为-74μm含量占40%,颚式破碎工艺适宜的一段磨矿细度为-74μm含量占50%,两种破碎工艺适宜的二段磨矿细度均为-74μm含量占85%,最佳的细筛筛孔尺寸为50μm,三段磨矿细度为-45μm含量占80%。高压辊磨机碎磨分选工艺与颚式破碎机碎磨分选工艺相比,精矿品位相近,产率高0.52%,回收率高0.92%。     

斜环永磁高梯度磁选机的原理及应用

介绍新型斜环永磁高梯度磁选机的基本结构,分析磁性矿粒在复合力场中的受力和捕获机理,测试该设备对某铁矿尾矿的磁选效果。该磁选机为永磁磁系,分选环为倾斜配置且分选环倾斜角度和转速可调;分选时,磁介质在底部磁场区捕收磁性矿粒,旋转到顶部非磁场区冲洗卸矿。研究结果表明:调节分选环的倾斜角度可改变磁性矿粒所受各作用力的大小,从而调节磁选粒度的下限和磁选作业的回收率;当原矿铁品位为17.81%时,经一次磁选可获得回收率为65.05%、全铁品位为29.53%的磁选精矿。该磁选机设计合理、节能,可实现连续给矿、分选和排矿。     

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。     

湿式磁选法制备优质铁精粉试验研究

为了改善铁原料冶金性能,降低制铁成本,针对包钢某选矿厂选铁精矿采用"电磁螺旋柱-细筛再磨-弱磁选"工艺对其进行单条件试验及流程试验,由电磁螺旋柱单条件试验可知,电磁螺旋柱最佳励磁场强为4 000 Oe,给矿浓度为40%,沉砂浓度为61.73%,由磨矿细度试验可知,再磨细度-0.074 mm占94.82%为最佳之,由弱磁选试验可知,粗磁选场强最佳为1 800 Oe,磁选精选场强最佳微为1 600 Oe,在各条件均处于最佳时,进行流程试验,结果表明,试验最终能够获得品位为69.22%,回收率为94.86%的铁精矿。     

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%.     

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。     

邢台某细粒磁铁矿工艺矿物学及选矿流程试验研究

根据河北邢台某磁铁矿的化学成分、铁物相分析,进行了磁选流程试验。试验采用两段磨矿、三段磁选流程进行处理。第一、二段磨矿细度分别为-0.074mm占60%和99.38%,经过分选后磁选精矿品位可以达到63.29%,回收率为69.42%,选矿比为3.11。     

榴辉岩综合利用分选工艺试验

分选工艺是影响矿物分选指标的重要因素.在对山东某榴辉岩矿物性质深入研究的基础上,通过磨矿细度、摇床重选、强磁选、电选等工艺试验,确定合理的分选流程为:一次闭路磨矿,分级摇床重选,石榴石强磁选,强磁选中矿、尾矿合并到一起进行两次电选.试验结果表明,该工艺流程可以获得四种精矿:石榴石品位94.36%、回收率79.95%;绿辉石品位79.89%、回收率96.00%;白云母品位94.11%、回收率91.92%;金红石品位85.72%、回收率37.05%.仅产生1.44%的矿泥尾矿,实现了榴辉岩的综合利用.     

西北某褐铁矿选矿试验研究

对西北某地原矿铁品位为44.12%的高碱度贫褐铁矿进行选矿试验研究。采用单一强磁选工艺精矿铁品位只有48.84%,而采用焙烧磁选工艺,则可获得铁品位58.45%、相对焙烧矿回收率为93.62%的铁精矿。这两种铁精矿均为高碱度铁精矿,适宜与酸性铁精矿配合使用。     

磁流体强化弱磁性矿物按磁化率高效分选及其机理

为了兼顾弱磁性矿物高梯度磁选的品位和回收率,提出一种新的高梯度磁选方法—磁流体耦合高梯度磁选,该方法将顺磁性磁流体引入到高梯度磁选中产生磁排斥力来扩大有用磁性矿物和磁性脉石矿物的受力差异,减少进而消除二者之间的竞争捕集,大幅提高分选的选择性。以攀西钛铁矿为试验对象,MnCl₂溶液为磁流体,开展磁流体耦合高梯度磁选试验和相关机理研究。研究结果表明：磁流体能显著提高钛铁矿的选择性,经一次分选后磁性产物TiO₂品位达到39.70%,远比工业常规高梯度磁选获得的TiO₂品位高;磁性矿物和磁性脉石的受力差异由磁流体的磁化率调控,与磁场力HgradH无关,能够实现品位和回收率的双向同步强化,最佳的磁流体磁化率应接近磁性脉石的磁化率;磁流体耦合高梯度磁选能够强化弱磁性矿物按磁化率精细分离,突破传统高梯度磁选无法兼顾品位和回收率的技术瓶颈,具有广阔的应用前景。     

蓝晶石族矿物的选矿

蓝晶石族矿物—蓝晶石、硅线石、红柱石是性能良好的高温膨胀耐火材料。本文概要地阐述了它们的性质、用途、工业对产品质量要求;国内外主要矿床的分布与矿石的类型、特征。并通过蓝晶石族矿物选矿试验研究与生产实践,介绍了不同类型矿石的选矿工艺技术,采用重选—磁选;重选—浮选以及重选—浮选—磁选选矿流程所得的分选结果。     

旋流高梯度磁选机的原理及分选性能预测

介绍旋流高梯度磁选机的基本结构,使用Fluent有限体积和ANSYS有限元分析软件分别对设备的流体力场、磁力场进行仿真分析,并对磁性和非磁颗粒的受力进行计算,预测该设备对某黑钨矿的分选效果。该磁选机磁系为电磁磁系,在有利于物料分散的离心力场中进行高梯度磁选是设备的主要特征。分选指标的预测结果表明:当原矿WO3品位为0.4%时,在低离心场强下,一次分选可得到品位大于20%,回收率大于50%的钨精矿;在高离心场强下,一次分选可得到回收率大于95%,品位大于1%的钨精矿。     

碳热还原-磁选工艺富集红土镍矿中金属镍

采用碳热还原-磁选富集镍的工艺处理低品位红土镍矿,以活性炭粉为还原剂,在还原球团内加入添加剂A以促进还原球团中金属晶粒的生长及磁性物质与非磁性物质的磁选分离,使红土镍矿在低于传统的熔炼温度下进行还原反应,可大大降低能量消耗.研究结果表明,最佳反应条件:还原温度为1 320℃,还原时间为1 20 min,还原剂与添加剂的质量分数分别为3%及5%;添加剂可促进金属晶粒的聚集,富集的金属晶粒更易于磁选分离;还原产品镍铁合金中镍的质量分数可达8.31%,矿石中镍的回收率可达95.44%,金属镍得到了富集.本工艺具有流程短、操作简单、能耗低及镍铁合金的经济价值高等优点.     

安徽褐铁矿的磁化焙烧-磁选工艺

针对安徽某低品位褐铁矿石,采用磁化焙烧-磁选工艺进行了实验研究,对该矿的原矿进行了岩相分析,并对磁化焙烧-磁选工艺参数进行了优化. 结果表明,该矿属低磷硫的低品位褐铁矿,褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,结晶水含量高,属难选矿石. 对铁品位48.01%的原矿,在850℃、内配煤5%(质量分数)的条件下,磁化焙烧15min,焙烧矿磁化率达到最佳值,褐铁矿几乎全部转化为磁铁矿,这由X射线衍射结果证实. 该褐铁矿通过磁化焙烧-磁选工艺可获得品位62.94%、回收率87.99%的铁精矿.     

高铁难选铁尾矿低温深度还原试验研究

针对高铁难选铁尾矿嵌布粒度细、传统选矿很难将其与脉石矿物分离的问题,采用了深度还原对其进行处理。在高温下进行的深度还原,加入助熔剂可有效降低还原温度,减少能耗。通过深度还原还原剂用量、助熔剂用量和温度、焙烧时间、磨矿细度以及磁选强度条件试验,确定工艺最佳条件为:原矿:无烟煤:Na2CO3=7∶4∶4,还原温度1 050℃,还原时间30 min,磨矿细度-0.074 mm占88.6%,一段磁选,磁场强度100 k A/m下,经综合试验最终产品品位达到90.04%,回收率93.53%。     

山西某贫赤铁矿氢气还原-弱磁选实验研究

以氢气为还原剂,通过改变还原反应温度、还原反应时间、磁选条件对山西某贫赤铁矿进行还原-弱磁选实验。还原磁化矿采用弱磁磁选工艺,得到高品位铁精矿。采用光学显微镜、XRD、H2-TPR、元素分析(ICP)和化学分析等手段对原矿组成及矿石结构进行分析。结果表明:山西某贫赤铁矿是一种典型的低品位(28.63%)、极细粒、沉积型难选赤铁矿。通过实验得到的最佳工艺条件为:焙烧还原温度440℃,还原时间75min,气体总流速100L/h,H2体积分数50%(N2为平衡气),一段磨矿20min,磁场强度0.229T.采用此工艺可得到精矿铁品位,铁回收率分别达到50.45%,60.92%.氢气还原-弱磁选工艺为山西难选贫赤铁矿的开发利用提供了依据。     

含硼铁精矿工艺矿物学及其综合利用新技术

对辽宁凤城某选厂含硼铁精矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究。研究结果表明:矿石中的硼、铁分别主要赋存于硼镁石及磁铁矿中,主要脉石矿物为蛇纹石、云母及碳酸盐矿物。矿石中矿物连晶复杂、共生关系密切;采用煤基选择性还原-磁选新工艺,于1 125℃还原150 min、碎磨至粒径小于74μm的颗粒质量分数占65%、磁场强度为80 k A/m的分选条件下,可获得铁品位为92.71%、回收率为95.11%的磁性物;非磁性物即硼精矿含B2O3 14.27%,硼的回收率为88.69%。     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

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%。     

难选赤褐-菱铁矿离析焙烧-弱磁选提铁研究

针对重庆綦江沉积型赤褐-菱铁矿,提出离析焙烧-弱磁选工艺实现提铁。矿石与氯化钙、焦炭混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧,铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后,焙烧矿采用弱磁选回收铁。研究结果表明:焙烧矿中产生了以磁铁矿(Fe3O4)、金属铁(Fe)为主的新矿相及少量的氧化亚铁(Fe O)新矿相,实现了铁与其他杂质的有效分离。在离析焙烧温度为950℃、离析焙烧时间为60 min、氯化钙和焦炭质量分数分别为4%和15%、弱磁选磁场强度H为0.10 T、弱磁选磨矿细度小于0.038 mm的铁精矿质量分数为95%的综合工艺条件下,得到了铁品位为72.02%,硫和磷质量分数分别为0.080%和0.053%,铁回收率为82.09%的铁精矿分选指标,提铁效果显著。