1、选择性絮凝浮选
某褐铁矿原矿品位36.84%,磨矿细度-0.074mm占75%,在磨矿过程中添加3000g/t碳酸钠和2000g/t水玻璃,使矿浆可以良好分散,试验流程见图3。经过选择性絮凝浮选后精矿品位39.31%,回收率93.02%。由此可看出,采用选择性絮凝浮选难以显著提高该矿的铁的品位,仅提高约3个百分点。
上述试验结果表明,采用选择性絮凝虽然使褐铁矿选择性絮凝,但单一絮凝方法仍难以提高褐铁矿精矿品位,究其原因可能是大量粗粒脉石矿物未能脱除所致。对某些褐铁矿,在选择性絮凝基础上,再采用反浮选则可能会取得较好的选别指标。
2、絮凝—强磁选
陈雯对某褐铁矿进行了絮凝—强磁选试验。试验结果表明:在铁精矿品位相近情况下,絮凝—强磁选比直接磁选的铁回收率提高了10.97%~15.73%,效果非常明显。
分析其原因可能是,原本在强磁选作业中损失的细粒铁矿物,通过选择性絮凝使其表观粒度增大,从而受到更大的磁力而得到回收。由此可见,对细粒级褐铁矿,采用絮凝—强磁选联合工艺确实是有效的途径,但恰当把握矿浆的分散和选择性絮凝过程非常关键。
3、强磁选—浮选
(1)强磁选—正浮选。考虑到某褐铁矿强磁选后尾矿中的粗粒级品位低,因此可以预先抛尾,以提高下一作业入选品位和减少入选量,为此进行了强磁选—正浮选流程、原矿分级强磁选—正浮选流程、磁尾分级—正浮选流程3种流程试验研究。
试验结果表明:3种流程的试验指标接近,原因可能是使用的分级设备难以解决-0.074+0.050mm粒级分级问题,现有工艺对于微细颗粒铁矿物的回收仍存在较大困难,但从技术和管理等方面考虑强磁选—正池选(或高梯度磁选)流程是合理的。
(2)强磁选—反浮选。高春庆等人针对宁夏某褐铁矿的性质和特点,进行了强磁选—反浮选试验研究,试验结果见图4。反浮选闭路试验中,精矿铁品位明显降低而回收率却未升高,这表明反浮选中矿的返回明显恶化精选作业的分选效果,通过流程改进,最终确定流程为磨矿、强磁选—反浮选—反浮选尾矿再磨再选,取得较好的指标。
(3)强磁选—正浮选—强磁选流程。在铁坑铁矿的生产实践中,对强磁选尾矿进行处理,流程如图5。该工艺于1993年7月-8月进行了工业试验生产,累计指标:原矿含TFe 37.91%时,获得磁精矿含TFe 53.81%,浮、磁精矿含TFe 51.41%,解决了多年来浮选精矿品位低的问题,使浮精产品质量稳定,又提高了回收率。
4、还原焙烧—磁选
由于褐铁矿的特殊性,在考虑重选、磁选、浮选及其它联合流程效果仍不理想的情况下,可以采用先还原焙烧使褐铁矿磁性增大后再用磁选的方法。
王中明等对某俄罗斯褐铁矿进行了一系列的选试验研究,试验结果表明,采用磁化焙烧—磁选工艺流程所获试验指标最好。焙烧后的产品细磨到90%-0.074mm进行磁选,磁感应强度0.2T,可获得精矿品位64.65%,铁回收率86.05%。
5、还原焙烧-磁选-浸出流程
某褐铁矿含钴、锰等,脉石矿物有石英、长石等。为充分合理利用该粉矿中铁、钴、锰资源,某科研单位研究了还原焙烧-磁选-浸出工艺流程。经焙烧磁选后得到铁精矿品位51%~53%,铁回收率80%,浸出液中钴浓度1.1g/L,Fe/Co<10,锰物料中锰29%~31%。
6、还原焙烧-弱磁选-反浮选
四川某高磷鲕状赤、褐铁矿,脉石为方解石、绿泥石、磷灰石等。李广涛等采用了还原焙烧-弱磁选-反浮选工艺对其处理。工艺流程及条件见图6。最终可得到铁品位为60.92%,含磷量为0.225%的合格精矿,并使铁回收率达到72.74%。
7、钠化焙烧-浸出-浮选流程
对某淋滤沉积型含钒、钼褐铁矿采用钠化焙烧-水浸-萃取-浮选流程。确定各项作业条件并试验后得五氧化二钒浸出率80.78%,钼浸出率79.60%;萃取率:V2O3 99.85%,Mo 99.90%。对反萃液处理后得产品V2O5纯度99.82%。萃余液用三氯化铁沉淀钼,沉淀率66.70%,钼精矿含钼27.11%,萃余液再经一次粗选、二次扫选、三次精选,中矿返回浮选,铁精矿产率49.84%,铁品位63.67%,铁回收率81.14%。
上述以还原焙烧为基础的联合工艺,虽可以有效地利用褐铁矿资源,但是这些工艺方法能耗高,工艺过程复杂,建设投资大,因而一直未能在工业生产中大规模应用。
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