青海某石棉尾矿共伴生磁铁矿的综合回收研究及生产实践

针对青海某石棉尾矿中伴生的磁铁矿进行了多方案的回收利用试验研究,最终采用干式磁选富集—磨矿—湿式弱磁选提高铁精矿品位的选矿流程,获得了铁精矿产率5.58%,精矿品位TFe 55.40%,铁回收率56.02%的试验成果.目前选矿厂已建成383万t/a石棉尾矿的干选-磨矿-磁选系统,每年从选矿厂石棉尾矿中回收TFe 55%的铁精矿20万吨,铁回收率56%.     

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。     

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%。     

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。     

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.     

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.     

低品位尾矿中锰资源的磁选回收利用

采用自主研发的高梯度水平励磁永磁磁辊对低品位碳酸锰尾矿进行湿式磁选试验,研究磨矿细度、磁场强度和矿浆浓度对湿式磁选效果的影响,从而获得富锰效果最佳的工艺参数.研究结果表明：与传统垂直励磁磁辊相比,水平励磁磁辊可显著提高锰品位与锰回收率,降低漏选率;在磨矿细度为80%,磁场强度为796.18 kA/m、矿浆浓度为20%的工艺参数下锰精矿品位可达到21%以上,锰回收率达到86%以上,在低品位尾矿有价金属资源回收利用方面工程的应用价值巨大.     

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。     

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.     

尾砂中锡石的综合回收及浮选机理

对某尾砂进行了综合回收试验研究,在磨矿制度条件试验、浮选药剂条件试验的基础上进行了全流程开路试验,得到锌品位6.23%,回收率61.56%的锌粗精矿;锡品位6.00%,回收率40.00%的锡粗精矿;尾矿中含锌0.10%,锡0.07%,铁3.92%,砷0.17%.对锡石单矿物进行了浮选机理试验研究,研究发现BHA对3种矿物的捕收能力顺序为锡石方解石石英,且浮选锡石的最佳p H为9,Cu2+对锡石有明显的抑制作用,Pb2+对锡石有比较明显的活化作用.     

海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

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.     

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。     

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%。     

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%.     

某尾矿再选降磷提铁试验研究

针对某尾矿全铁品位为56.13%,有害元素硫较低,为0.061%,但磷的含量偏高,为0.48%,采用湿式弱磁预选、粗精矿再磨至-200目70%时,二段磁选可以获得精矿品位67.92%、精矿回收率99.27%,有害元素硫磷品位分别为0.028%和0.054%的选别指标。     

深度还原-弱磁选回收稀土尾矿中铁的试验研究

对某全铁品位为1625%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明,在烟煤质量分数30%,焙烧温度1300℃,焙烧时间60min,磨矿细度-0074mm占75%,磁场强度118kA/m的条件下,所得铁精矿TFe品位可达8076%,铁回收率可达9324%;稀土尾矿经深度还原后,其中的赤、褐铁矿、硅酸铁等含铁矿物转化为单质铁,铁精矿品位和回收率较常规选矿方法大幅度提高,同时脉石矿物组成简单,有利于萤石的富集回收.     

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。     

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。     

基于高压电脉冲的磁铁石英岩预处理

采用一种新型实验室高压电脉冲矿石预处理技术及“预处理—破碎—磨矿—弱磁选”流程,考察了高压电脉冲预处理技术对大孤山磁铁石英岩的粉碎产品及磁选精矿品位的影响.试验结果表明,在磨矿浓度为70%,磨矿时间为3min,磁场强度为111.4kA/m,磁选时间为3min的条件下,预处理磁选精矿品位提高7.26%.单体解离度分析表明,预处理产品的粒级分布更均匀,有用矿物的单体解离度提高17.78%(-0.50mm粒级).采用SEM观察其微观结构,预处理破碎产品内部的裂纹主要在相邻的不同矿物界面之间产生并发展.高压电脉冲预处理技术通过促进矿石内部不同矿物晶界处微裂纹的产生和发展,减少磨矿时间,从而降低能耗.