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新疆哈密某铁矿石中主要金属矿物为磁铁矿,少量赤铁矿,磁性铁占总铁的8042%;磁铁矿的嵌布粒度在004~1 mm,主要在01~065 mm,嵌布粒度较粗。为了确定矿石的选矿工艺进行了选矿试验。试验结果表明,原矿在粗磨细度为-0071 mm占55%,弱磁粗选磁场强度为9554 kA/m,粗精矿再磨细度为-0071 mm 65%,弱磁精选磁场强度为6369 kA/m的情况下,可获得铁品位6540%、铁回收率7808%的铁精矿;干式磁选抛尾试验结果表明,该矿石的干式抛尾效果比较显著,可以抛去产率为2769%的干式粗粒尾矿,可将入磨铁品位由3407%提高至4280%,铁回收率达9082%。基于矿石干抛效果较理想,因此,矿石在进入磨选作业前宜增设磁选干抛作业。 相似文献
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《矿产综合利用》2017,(3)
为了研究矿石进入球磨机前的加工工艺对矿石可磨性的影响,以秘鲁某磁铁矿矿石为对象,进行Bond球磨功指数和相对可磨度试验。结果表明,在目标粒度106μm、74μm和45μm下,高压辊磨产品的Bond球磨功指数均比颚式破碎机产品低。而预磁选精矿的Bond球磨功指数则比高压辊磨产品都高,甚至高于颚式破碎机产品。球磨机选型时Bond球磨功指数的测定,须根据矿石进入球磨机前的处理工艺而定。在磨矿细度为-74μm 80%时,高压辊磨产品相对于颚式破碎机产品的相对可磨度为0.90,高压辊磨产品相对于预选精矿的相对可磨度为1.23。入磨前颚式破碎机破碎、高压辊磨破碎、高压辊磨加预磁选3种不同的处理工艺会导致后续矿石可磨性不同。 相似文献
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汤家坪钼矿浮选工艺流程研究 总被引:1,自引:2,他引:1
汤家坪钼矿回收对象辉钼矿受氧化的程度较低,硫化率达到92%左右,主要在裂隙中和脉石粒间呈中细粒嵌布,但粒度分布范围较宽,主要集中在0.01~0.15mm,-40μm约有30%-,10μm含量较少,为了降低选矿成本,这种单金属低品位矿应尽量粗磨浮选,由于钼矿物与黄铁矿等硫化矿关系比较密切,因此,为了实现粗磨抛尾,通过添加CMT捕收剂,将与脉石及黄铁矿等硫化矿物连生的连生体选出,获得钼回收率尽可能高的粗精矿,推荐的工艺流程为:粗磨(65%-74μm)浮选、钼粗精矿细磨(95%-38μm)七次精选。小型闭路试验取得的指标为,原矿含钼0.103%,钼精矿钼品位为51.26%,回收率为91.06%。 相似文献
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贵州水银洞金矿石为微细粒浸染型难选金矿石,矿石中载金矿物黄铁矿、毒砂等粒度微细、且含大量易泥化脉石矿物。选矿厂采用细磨浮选工艺,细度需达到-74 μm占90%左右载金矿物才能充分解离,磨矿过程容易产生“过磨”。通过对浮选厂磨矿、粗选、精选等作业取样、浓度和细度检查、筛析、化验分析等手段开展详细的全流程工艺流程考察,发现存在“泥化”、浮选药剂复杂、精选浓度低、尾矿中金在粗细粒级回收效果差等问题。针对上述问题,在实验室选矿药剂制度优化试验研究的基础上,通过调整磨机球配减少“过磨”,通过调整作业浓度、优化药剂制度、减少精选次数等措施,提高精矿产率,减少中矿的循环,强化了粗、精选作业效率,降低了尾矿品位,使浮选指标提高,金回收率比工艺优化前提高5.76%,达到91%以上。 相似文献
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对陕西某矿区钼原矿进行了工艺矿物学研究和选矿试验研究。矿石中主要回收的金属矿物为辉钼矿,整体嵌布粒度较粗,与其他金属矿物共生较少。结果表明,对含钼0.092%的原矿,一段粗磨使细度达到65%-74μm,采用自主研发的高选择性捕收刘APIV进行二次粗选、一次扫选铜钼混合浮选;钼粗精矿再磨至90%-45μm后,利用水玻璃和硫化钠作为调整剂,经过8次钼铜分离精选,得到合格钼精矿。闭路流程试验可得到品位为48%,回收率为91.04%的钼精矿。 相似文献
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陕西双龙金矿含砷含碳难选金矿石浮选工艺 总被引:2,自引:0,他引:2
研究陕西双龙金矿含碳含砷微细嵌布型难选金矿石浮选工艺。结果表明,主要载金矿物黄铁矿及含砷矿物粒度相对较粗,一段粗磨就基本可以达到单体解离大量抛尾,粗精矿再磨精选,金精矿的品位提高到32.02g/t,回收率到51.44%。闭路试验,采用一段再磨细度-74μm为75%,粗精矿再磨-74μm为95%,选别工艺为一粗五精三扫选,采用丁黄药和丁胺黑药混合做捕收剂,金精矿产率5.00%,品位可达36.04g/t,金回收率76.15%。用于实际生产,指标平稳。 相似文献
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湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。 相似文献