某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究

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云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【摘要】云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87％,铁品位为45.14％.对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2％,铁品位较高的铁精矿.采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2％,铁品位高于52％的铁精矿.脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石.该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义.%Hie simplex experimental study on high intensity magnetic separation or reveree flotation of an oolitic Kematite ore in Yunnan in which the contents of phosphonis and iron are respectively 0.87% and 45.14% was conducted. The result showed that the concentrate with higher iron grade and phosphorus content of less than 0.2% can not be obtained. In view of above, by adopting the process of high intensity magnetic separation-reverse flotation or the desliming-reverse flotation, the concentrate with iron of higher than 52% and phosphorus of less than 0.2% can be got. Therefore, the desliming-reverse flotation is proposed to process the mentioned ore due to its superiorities of low cost of investment and simple process structure. The study can be used for reference to developing this kind of high-phosphorus oolitic hematite ore.【期刊名称】《云南冶金》【年(卷),期】2012(041)003【总页数】5页(P17-20,51)【关键词】鲕状赤铁矿;脱磷;强磁选;反浮选【作者】徐兴鸿;蒋彦;简胜;杨林【作者单位】云南文山铝业有限公司,云南文山663000;昆明冶研新材料股份有限公司,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031;昆明冶金研究院,云南昆明650031【正文语种】中文【中图分类】TD92高磷鲕状赤铁矿由于其嵌布粒度极细，且含磷高，目前，还没有得到有效的开发利用;在我国，此类矿石的储量巨大，约占我国铁矿资源的1/9［1～2］。

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究.

ＰｈｏｓｐｈｏｒｕｓＯｃｃｕｒｒｅｎｃｅＳｔａｔｅａｎｄＰｈｏｓｐｈｏｒｕｓＲｅｍｏｖａｌＲｅｓｅａｒｃｈｏｆａＨｉｇｈＰｈｏｓｐｈｏｒｏｕｓＯｏｌｉｔｉｃＨｅｍａｔｉｔｅｂｙＤｉｒｅｃｔＲｅｄｕｃｔｉｏｎＲｏａｓｔｉｎｇＭｅｔｈｏｄ
某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究
许㊀言，孙体昌，刘志国，徐承焱
（北京科技大学金属矿山高效开采与安全教育部重点实验室，北京㊀１０００８３）
摘㊀㊀㊀要：采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼日利亚高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态并采用ＸＲＤ和ＳＥＭ分析添加脱磷剂ＮａＣＯ结果表明，含磷矿物主要是呈微细粒包裹体嵌布在２３直接还原焙烧产物的特性．铁矿物鲕粒的裂隙或孔洞中的纤磷钙铝石（ＣａＡｌＯＨ）ＨＰＯ）（ＰＯ））、蓝磷铝铁矿（ＦｅＡｌＰＯ）ＯＨ· ３（６（４４２（４２６ＨＯ）以及均匀分散在铁矿物中的磷．通过添加脱磷剂ＮａＣＯ磷通２２３的还原焙烧磁选可实现高效铁磷分离．过两种方式去除：一部分含磷矿物与金属铁分离，存在于脉石矿物中，通过磨矿磁选可以有效去除，一部分含磷矿物与ＮａＣＯ最终使得还原铁产品中的磷含量降低．２３反应生成溶于水的磷矿物，关㊀键㊀词：高磷鲕状赤铁矿；纤磷钙铝石；蓝磷铝铁矿；直接还原焙烧；脱磷中图分类号：ＴＤ９５１㊀㊀㊀文献标志码：Ａ㊀㊀㊀文章编号：１００５－３０２６（２０１３）１１－１６５１－０５

某高磷鲕状赤铁矿浮选试验研究

某高磷鲕状赤铁矿浮选试验研究摘要鄂西某高磷鲕状赤铁矿重-磁联用铁精矿Fe品位49.26%，SiO2品位15.70%，P品位0.62%，为进一步提铁降磷，对该铁精矿进行絮凝-反浮选工艺技术条件探究。

结果表明脱泥后产品采用1粗3精2扫中矿顺序返回的反浮选闭路流程流程，最终得到Fe品位55.32%,回收率86.33%，含P量0.29%，提铁降磷效果较明显。

关键词铁精矿絮凝反浮选提铁降磷鄂西高磷鲕状赤铁矿在中国储量巨大，是重要的可利用的铁矿石资源，但是高磷鲕状铁矿中赤铁矿粒度细，与磷灰石、石英等脉石矿物嵌布关系复杂，是国内外公认的最难选的铁矿石类型之一。

经济不断发展，铁需求量不断增加，而富铁矿逐渐减少，随着选矿技术不断提高，这种难选矿的利用逐渐提上了日程。

现对鄂西某高磷鲕状赤铁矿进行选矿试验探究。

采用重选-磁选联用得到磁选铁精矿全铁品位49.53%，回收率80.78%，P含量0.62%。

为进一步提铁降磷，现对选矿新流程进行研究，增加反浮选。

1 矿石性质试验矿样为某高磷鲕状赤铁矿重选-强磁铁精矿，细度为－0.043mm占80%，粒度细常规浮选效果不好，经研制高效抑制剂PQE和捕收剂PL，对试样先絮凝后浮选试验探索表明浮选效果良好。

矿样多元素分析结果见表1，矿样的铁物相分析结果见表2。

表1矿样的多元素分析结果表2矿样的铁物相分析结果由表1知,铁品位还有待提高，且磷含量较高，而脉石主要为石英，由表2知，铁矿物以赤褐铁矿为主，基本没有磁性矿，因此考虑反浮选进行提铁降磷。

2 试验设备与方法2.1 试验设备IKARW20搅拌器偏反两用显微镜OlympusBX51 日本奥林巴斯显微镜厂单槽浮选机RK/FD-1.5武汉洛克粉末设备制造有限公司酸度计pH-10 赛多利斯科学仪器有限公司2.2 试验方法直接对磁精矿进行浮选，用光学显微镜观察浮选尾矿以及精矿，试样粒度太细，含泥量多，大矿物颗粒表面细粒矿物包裹，细粒磁铁矿会影响脉石的浮选，因此降低铁矿品位，而细泥脉石包裹铁矿石又会影响铁的回收率。

高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究

高磷鲕状赤铁矿矿相重构提铁脱磷机理研究下载提示：该文档是本店铺精心编制而成的，希望大家下载后，能够帮助大家解决实际问题。

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湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究

湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究I. 引言- 研究背景和意义- 研究目的和任务- 研究方法和步骤II. 矿石性质分析- 矿物组成和化学成分分析- 矿石结构和形貌分析- 磁性测试和磁场强度分析III. 磁化焙烧试验研究- 磁化焙烧工艺参数的优化- 磁化效果和矿物变化的分析- 磁化焙烧矿样的磁选试验IV. 磁选和反浮选试验研究- 磁选工艺参数的优化- 磁选效果和矿物变化的分析- 反浮选工艺参数的优化- 反浮选效果和矿物变化的分析V. 实验结果分析和结论- 实验结果的定量评价- 工艺流程的分析和评价- 矿石的可选性和可行性分析- 研究结论和进一步研究建议注：磁化焙烧是将高磷鲕状赤铁矿熔剂中的磷和矿物物理结构变化结合起来进行增进磁化度的过程。

磁选是矿石将磁化处理后放入磁选机中进行磁选，磁场作用于矿石上造成离心力，进一步区分出不同性质的矿物；反浮选则是利用磁选机选出的磁性矿物质地重，通过重液分离的原理来获得矿物精矿的过程。

第一章节：引言在当前社会工业化的背景下，矿产资源的利用和开采已经成为国计民生中的重要领域。

其中，高磷鲕状赤铁矿作为一种重要的磷铁矿石，在钢铁、化肥等领域具有广泛的应用价值。

然而，由于该矿石的成分复杂，存在着磁性弱、品位低等难以克服的问题，其生产成本高，降低其开采利用的经济效益。

为了提高高磷鲕状赤铁矿的综合利用率和经济效益，在国内外学者的积极探索下，磁化焙烧-磁选-反浮选工艺逐渐成为高磷鲕状赤铁矿提高品位的重要技术手段。

该工艺通过磁性的利用，降低矿石的含磷量并提高回收率，具有高效、节能、环保等优势。

本论文旨在对湖北某高磷鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选-反浮选工艺的试验研究。

研究通过分析该矿石的物理化学性质，设计磁化焙烧-磁选-反浮选工艺流程，并结合实验证明了该工艺的可行性和优势。

此外，本论文还深入分析了磁化焙烧-磁选-反浮选工艺过程中的矿物转换、磁性分离、反浮选分离等关键技术环节，为该领域的相关研究提供借鉴和参考。

高磷鲕状赤铁矿分级磁选-反浮选试验研究

ＵｔｉｌｉｚａｔｉｏｎｏｆＮｏｎ — ｍｅｔａｌｌｉｃＭｉｎｅｒａｌＲｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｇｕｉｙａｎｇ５５００２５，Ｇｕｉｚｈｏｕ，Ｃｈｉｎａ）
Ａｂｓｔｒａｃｔ：ＤｕｅｔｏｔｈｅｄｉｆｆｅｒｅｎｃｅｅｘｉｓｔｅｄｉｎＴＦｅｇｒａｄｅａｍｏｎｇｄｉｆｆｅｒｅｎｔｓｉｚｅｆｒａｃｔｉｏｎｓｏｆｇｒｏｕｎｄｈｉｇｈ－ｐｈｏｓｐｈｏｒｕｓｏｏｌｉｔｉｃｈｅｍａｔｉｔｅｏｒｅ，ｔｈｅｔｅｃｈｎｉｑｕｅｏｆｃｌａｓｓｉｉｆｃａｔｉｏｎ — ｍａｇｎｅｔｉｃｓｅｐａｒａｔｉｏｎｗａｓａｄｏｐｔｅｄｆｏｒｔｈｅｂｅｎｅｆｉｃｉａｔｉｏｎｏｆｃｌａｓｓｉｉｆｅｄｐｒｏｄｕｃｔｓ，
ＣＨＥＮＷｅｎ — ｈｕｉ，ＣＨＥＮＧｕａｎｇ，，ＨＥＸｉａｏ — ｔ，ＬＩＸｉａｎ — ｈａｉ，ＺＨＡＮＧＱｉｎ，
（１．ＭｉｎｉｎｇＣｏｌｌｅｇｅ，ＧｕｉｚｈｏｕＵｎｉｖｅｒｓｉｔｙ，Ｇｕｉｙａｎｇ５５００２５，Ｇｕｉｚｈｏｕ，Ｃｈｉｎａ；２．ＧｕｉｚｈｏｕＫｅｙＬａｂｏｒａｔｏｒｙｏｆＣｏｍｐｒｅｈｅｎｓｉｖｅ

国外某高磷鲕状铁矿选矿试验研究

国外某高磷鲕状铁矿选矿试验研究
谭国超;黄武胜;延黎;林小凤;袁启东
【期刊名称】《现代矿业》
【年(卷),期】2024(40)3
【摘要】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。

【总页数】4页(P144-147)
【作者】谭国超;黄武胜;延黎;林小凤;袁启东
【作者单位】中钢设备有限公司;中钢集团马鞍山矿山研究总院股份有限公司【正文语种】中文
【中图分类】F42
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程。
３３焙烧时间试验．
还原剂配人量与矿石量的比例为６、烧温％焙
度为８０，别选取焙烧时间为３ｍｎ６ｍｉ、０％分０ｉ、０ｎ９ｍｉ、２ｍｉ行还原焙烧试验。焙烧后矿石在０ｎ１０ｎ进同样的磨矿粒度与分选磁场强度条件下得到的弱磁选铁精矿的品位和回收率与焙烧时间的关系见图
第１期２１年２月０１
｝｝｝｝｝持｝｝｝｝｝｝｝｝｛ ÷ ÷｝÷｝｛｛｛｝
ＭｕｔｐｒｏｅＵｔｉａｉｎｏｉｅａｓｕｃｓｌｉｕｐｓｉｚｔｏｆＭｎｒｌｌＲｅｏｒｅ
宁乡式鲕状赤铁矿是我国分布广、量多的沉储
铁矿、磁黄铁矿等；石矿物主要为石英、脉方解石、鲕绿泥石，次为胶磷矿、石、其长伊利石、云母等，黑有
少量的电气石、白云母、白石、蛋玉髓等。岩矿鉴定表明：粒中赤、铁矿大多为０— 鲕褐
作者简介：龙运波（９７一）男，１７，工程师，主要从事矿产资源综合利用研究工作。
・
４・
矿产综合利用
的对比试验后发现：无论采用上述哪种流程，二铁精矿
品位都难以达到Ｔｅ７０％．质Ｐ降到０３Ｆ ≥５．０杂．％以下。为此确定采用焙烧一磁选一反浮选联合流
对于缓解我国铁矿石供需紧张的矛盾具有十分重要
的意义。
８ｍ，与石英、酸盐矿物、土矿物、磷矿紧密结碳粘胶合呈跑道式以石英或其他矿物为核心组成鲕粒。胶
磷矿粒度微细，中于１５ｍ，集～１与粘土矿物、ｘ石英、赤褐铁矿等紧密共生，产于鲕粒、岩屑中。菱铁矿及
３还原焙烧试验研究
３１还原剂用量试验．
焙烧试验所用设备为：速升温箱式电炉（快电
炉最高升温温度】０％）每次装矿量为４０，原６０，０ｇ还
剂选用云南富源煤，粒度为一１ｌ，别按矿石量的ｉ分ｉｉｒｌ０５、０、５、０比例添加，烧后的矿石在．％１％ｌ１ｂ０１
某高磷鲕状赤铁矿选矿试验研究
龙运波，张裕书
（中国地质科学院矿产综合利用研究所，Ｉｌ成都￣）ｌ６０４）１０１
摘要：重庆某高磷鲕状赤铁矿，主要以鲕状赤褐铁矿形式存在。原矿Ｔｅ品位为３．２，Ｐ为１１Ｆ８５％含．％。采用常规的机械选矿方法难以达到提铁降磷的目的；采用焙烧一磁选一反浮选工艺流程，以获得铁精矿产率为４．可６
积型铁矿。该类铁矿主要分布在我国的湖北、江西、湖南、四川、云南、贵州以及广西等地区。现已经探
明的该类铁矿石储量超过３７亿ｔ占全国沉积型铁，矿探明储量的７．％，３５同时有资料表明预计还可以勘探出上百亿ｔ的新资源量。这类矿石因赤铁矿嵌布粒度极细，含磷高，构复杂，结品位低，世界公认是的难选矿石。因此研究开发该资源高效分选技术，
表２矿石相铁物分析结果
２选矿试验方案
从矿石性质知道，矿石原矿含磷达到了１该．１，于高磷难选的鲕状赤铁矿石。在对试验矿样％属进行强磁选、一浮选、磁选脱泥一反浮选等方案单强
收稿日期：１－８３２００ — ００；改回日期：１－９１２０ —９００
碳酸盐类矿物集合体粒度集中于１０—０２ｍ间。．ｍ胶磷矿在鲕粒、结物、屑中的粒度，布情况无胶岩嵌大差别，以细微颗粒与赤褐铁矿、铁矿、菱脉石等紧密共生，解离十分困难，以分选。难矿石的化学多项分析结果见表１铁物相分析，
１％，Ｆ５．５，．８，回收率为６．７的指标。６Ｔｅ８１％Ｐ０２％铁９３％
关键词：鲕状赤铁矿；焙烧磁选；降磷；反浮选中图分类号：Ｄ５文献标识码：文章编号：００６３（０１０－０－Ｔ９１Ａ１０－２２１）ｔ０３０５０４
结果见表２。
１矿石性质
试验矿样来自重庆某地，石中的有用物主要矿为赤、矿，次为菱铁矿、铁矿，褐铁其黄以及少量的磁
表１矿石化学多项分析结果／％
ＴｅＦ３．２８５Ｆ２ｅＯ，４．４５０ＦＯｅ８９．６ＭｎＯ０．６４Ｐ１１．０ＳＯ１．８ＳＯ２ｉｌ９７．０Ａ２１Ｏ３５７．４ＣＯａ６５．２Ｍｇｏ１９．３Ｋ２Ｏ０．１４ＮａＯ２００８．８ＣＯ２４８．０