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相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 531 毫秒
1.
本文概述了东鞍山红铁矿阶段磨矿-强磁选-浮选联合流程的工业试验。结果表明,采用粗磨矿条件下的强磁选粗粒抛尾作业,可预先排除产率为27%,含铁为11%的尾矿,显著改善细磨矿及浮选条件,获得了铁精矿品位63.64%,回收率76.02%的良好指标。该流程特点是工艺可靠、流程畅通、铁精矿质量稳定、生产成本低。  相似文献   

2.
对四川某铁矿铁精矿进行超级铁精矿选别实验研究,原料中TFe品位65.50%,主要的脉石成分为SiO2,品位为4.82%,有害元素S、P含量较低,磁性铁占有率98.74%,其他物相的铁元素含量很低,且基本不具有磁性,通过继续磨矿-磁选,可提升磁性铁占有率,进而提升铁精矿纯度。实验采用“预先筛分-磨矿分级-磁选-反浮选”的选别工艺制备超级铁精矿,在筛分尺寸0.074 mm,以纳米陶瓷球为磨矿介质,磨矿粒度?0.038 mm 90%,反浮选阳离子捕收剂分段添加量(100+50+50) g/t,玉米淀粉600 g/t的条件下可获得产率24.23%,可获得铁品位71.71%,SiO2含量0.16%,酸不溶物0.16%的超级铁精矿。该工艺磨矿能耗低,药剂制度简单,药剂绿色高效,流程合理,可行性高,同时全流程实验生产的副产品铁精矿产率72.25%,品位65.47%,可作为优质铁精矿销售。   相似文献   

3.
首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。  相似文献   

4.
磁黄铁矿与磁铁矿分离研究   总被引:3,自引:0,他引:3  
研究了乌拉特后旗欧布乞铁矿磁铁矿和磁黄铁矿的分离技术, 采用阶段磨矿-阶段磁选-二磁精浮选脱硫工艺流程, 可得到铁精矿品位63.50%、含硫0.210%的合格铁精矿。  相似文献   

5.
董事  刘军 《现代矿业》2013,29(1):27-32,63
南芬选矿厂红矿车间自投产以来,一直存在着铁精矿品位特别是浮选铁精矿品位低(仅为59%)和铁回收率低(仅为65%)的难题,为此根据国内同类矿山的选矿生产实践,并针对本钢集团南芬选矿厂赤铁矿石特性,进行了阶段磨矿-中磁-强磁-反浮选、阶段磨矿-弱磁-细筛提质-强磁-反浮选、阶段磨矿-粗细分级-重-磁-浮联合流程3种流程的试验室小型选矿试验研究,均取得了铁精矿品位大于65%、回收率大于70%的良好选别指标。试验结果表明,现场因为磨矿粒度不够,导致强磁精矿和入浮矿品位偏低,是浮选作业指标不理想的主要原因。  相似文献   

6.
某赤铁矿浮-磁工艺流程试验研究   总被引:1,自引:1,他引:1  
对某赤铁矿的浮选工艺进行了系统试验研究,得到了浮选最佳药剂条件,浮选铁精矿品位为62.50%,铁的回收率为65.64%,浮选尾矿用弱磁选机磁选还可取得铁品位61.09%、铁回收率6.72%的磁选精矿。最终铁的总回收率为72.36%,铁精矿品位为62.33%。  相似文献   

7.
姑山赤铁矿选矿厂磨选流程采用阶段磨矿-单一高梯度强磁选工艺流程,铁精矿TFe品位一直保持在约57%,SiO2含量约12%。为进一步提高产品质量,对姑山赤铁精矿进行了磨矿-强磁选-阴离子反浮选试验。试验结果表明:磨矿细度-30 μm含量占90%,强磁选一粗一扫磁场强度0.8、0.95 T,阴离子反浮选在NaOH用量1 000 g/t、淀粉用量1 000 g/t、石灰用量600 g/t、捕收剂RA915用量750+250 g/t的条件下,经过一粗一精三扫反浮选闭路试验流程,浮选铁精矿TFe品位可达63.25%,回收率70.15%,说明该工艺对姑山赤铁精矿提铁降硅技术上可行。试验结果可为现场工艺优化提供参考。   相似文献   

8.
河北钢铁集团矿业有限公司司家营铁矿选矿厂采用以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、GK-68为捕收剂的阴离子反浮选工艺处理弱磁选和强磁选所得混合精矿,存在药剂制度复杂且矿浆需加温的弊端。为此,从武汉理工大学研制的阳离子捕收剂GE-609和中南大学研制的阳离子捕收剂HYS-2中筛选出GE-609对司家营铁矿选矿厂磁选混合精矿进行了阳离子反浮选试验,并模拟现场流程和药剂制度进行了阴离子反浮选对比试验。试验结果表明,在常温和不改变原有流程结构的情况下,GE-609仅与淀粉1种药剂配合,可获得铁品位为65.37%、铁回收率为84.10%的最终铁精矿,而模拟阴离子反浮选在40 ℃下所获最终铁精矿的铁品位为65.55%、铁回收率为79.44%。由此可见,采用GE-609进行阳离子反浮选不仅可达到实现常温浮选和简化药剂制度的目的,还可较大幅度地提高铁的回收率。  相似文献   

9.
李剑铭 《金属矿山》2010,39(10):78-80
简要介绍了某赤铁矿的矿石性质,从磨矿细度、药剂种类和用量等方面系统地研究了该矿物的浮选工艺技术条件,并参考条件试验结论完成了一粗三精两扫、中矿顺序返回的闭路流程试验,获得了铁品位62.55%、铁回收率71.57%的铁精矿。  相似文献   

10.
刘旭  杨晓  彭泽友 《矿冶工程》2022,42(2):55-58
针对山东某铁精矿中硫含量高的问题,进行了脱硫试验研究。采用浮选-弱磁选原则流程,同时兼顾现场生产条件,最终在磨矿细度-0.075 mm粒级占54.67%条件下,获得了产率2.47%、硫品位37.62%、硫回收率78.75%的硫精矿和产率53.57%、铁品位64.47%、含硫0.27%、铁回收率82.53%的铁精矿,实现了铁和硫的综合回收。研究结果可为选厂现场铁精矿降硫提供技术依据。  相似文献   

11.
吴红  王小玉  刘军  张永 《金属矿山》2021,50(9):79-84
山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明:①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选(143 kA/m)、强磁选(1 114 kA/m)工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选  相似文献   

12.
刘兴华  陈雯 《金属矿山》2014,43(5):64-69
为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明:①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量(相对原矿)显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。  相似文献   

13.
金山店铁矿选铁工艺优化试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
武钢金山店铁矿选厂采用自磨-球磨-弱磁选流程选铁,存在能耗大,不适应矿石性质变化,铁精矿铁品位偏低、硫含量偏高等问题。为此,在矿石性质研究的基础上,采取预选抛尾、增加细筛、浮选脱硫等措施,针对-15mm自磨排矿进行了选铁工艺的优化试验,结果表明,新的分级预选-球磨-磁选-细筛-脱硫浮选工艺流程可取得铁精矿TTe品位68.37%、含硫0.06%、铁回收率85.16%的优异指标,并可极大地减少球磨矿量,有利于节能降耗。  相似文献   

14.
为提高某贫赤铁矿尾矿以重选方法再选得到的铁品位为54.49%的粗精矿的质量,采用磁选、重选、浮选3种方法对该粗精矿进行了选别提质试验,确定了阶段磨矿-弱磁-强磁-反浮选工艺,试验最终获得了综合精矿铁品位为64.16%、精矿产率为75.04%、金属回收率为88.35%的较好选别指标,为该尾矿的资源化利用提供了可靠的技术依据。  相似文献   

15.
针对弓长岭赤铁矿的浮选尾矿进行了磨矿—强磁选—中磁选预选实验,预选获得的磁选粗精矿铁品位为41.71%,产率为33.62%,铁回收率为84.21%;对比了浮选柱及浮选机粗选两种浮选工艺流程对预选粗精矿提质的影响。单因素实验结果表明浮选柱较佳工作参数为给矿压力0.08 MPa、充气量0.05 m3/h。经过浮选柱和两台浮选机组成的一粗一精一扫流程闭路实验,可以获得再选精矿产率为18.89%,品位为65.29%,铁回收率为74.07%的技术指标,相比于单一浮选机工艺的浮选铁品位和回收率,分别提高了0.27个百分点和2.61个百分点。  相似文献   

16.
柿竹园钨钼铋萤石多金属矿伴生有少量的磁铁矿,其全铁品位为7.15%,磁铁矿中铁品位为1.68%,占全铁的23.50%。该钨钼铋萤石多金属矿整个选矿工艺流程采用“柿竹园法”,其中,在回收钨、钼、铋、萤石等有用矿物前,采用中磁磁选将磁铁矿优先脱出,以避免磁铁矿对后续选别作业造成干扰,产出磁铁矿粗精矿。由于近年来铁矿石价格上涨态势明显,为进一步提高矿产资源的综合利用率和挖掘企业新经济增长点,决定对该磁铁矿粗精矿进行提质选矿实验研究。通过对该磁铁矿粗精矿矿石性质进行研究,发现该磁铁矿粗精矿存在嵌布粒度细、含磁硫高的特点。为提高磁铁矿精矿品质,必须提高磁铁矿精矿中铁的品位,同时还要降低磁铁矿精矿中硫的含量。提高磁铁矿精矿铁品位采用细磨的方法,使磁铁矿充分单体解离,然后通过弱磁选可将铁精矿品位提高;而要降低磁铁矿精矿中硫含量的方法,一般来说采用反浮选脱硫,需要通过实验找到跟该矿石性质相适应的反浮选脱硫工艺流程与参数,确保磁铁矿中磁硫的高效脱除。在经过系统的选矿实验研究后,确定了采用先脱磁再反浮选脱硫,再通过阶段磨矿阶段选别的选矿工艺流程,可以大幅度提高最终磁铁矿精矿品质。在磁铁矿粗精矿品位TFe 38.19%、含S 4.51%时,可以获得最终磁铁矿精矿品位TFe 60.85%、含S 0.99%,铁作业回收率72.13%的良好实验指标。该工艺在现场得到应用,通过优化现场流程结构配置,取得良好效果,为企业新增经济效益显著。   相似文献   

17.
针对现阶段高铝铁矿石选别后铁精矿中含铝过高的问题,东北大学研制了一种新型、高效的两性螯合捕收剂DTA-2,以某悬浮焙烧后磁选铁精矿为研究对象,进行提铁降铝反浮选试验。结果表明:在常温,自然pH条件下,以DTA-2为捕收剂,淀粉为抑制剂,经1粗1精1扫反浮选流程试验,可以获得精矿TFe品位66.80%、Al2O3品位3.26%的指标。对浮选精矿产品进行分析发现:褐铁矿内部结构相对松散,其中包裹脉石矿物较多;粒度较大氧化铁颗粒周围黏连微粒(多小于1 μm)以氧化铝为主的脉石矿物,微细粒的铁氧化物和以氧化铝为主的脉石矿物集合成磁性聚合体,造成精矿含杂;粒度较粗的氧化铝矿物颗粒内部有微粒(小于1 μm)弥散状氧化铁颗粒,磁选精矿中石英、高岭石、云母、长石矿物与氧化铁矿物连生或微粒单体夹带进入浮选精矿造成精矿杂质含量较高。通过浮选的方法解决了悬浮焙烧后磁选铁精矿含铝过高的实际问题。试验结果对高铝铁矿石的提铁降铝研究具有借鉴意义。  相似文献   

18.
磁铁矿在磁浮力场中的分选试验研究   总被引:7,自引:0,他引:7  
冉红想  梁殿印 《矿冶》2004,13(3):30-33,22
简述了近些年在磁铁矿选矿中的新技术、新设备,在此基础上研究分析了影响磁铁矿精矿质量的因素,设计了磁浮力场分选装置。磁铁矿在磁浮力场中的分选试验表明:磁浮选装置中的磁力场可有效地抑制磁性矿物进入尾矿,提高了铁精矿回收率;同时脉冲磁力场减少了磁团聚引起的非磁性夹杂,提高了铁精矿的质量。在一定的磁场条件和药剂制度下,从磁铁矿中反浮选脉石矿物,一次分选能够使磁铁矿品位从TFe65 43%提高到TFe69%以上,精矿回收率在95%以上,明显优于单一的浮选和常规磁选。  相似文献   

19.
针对东鞍山烧结厂强磁选作业尾矿铁品位偏高,现有的强磁设备不能有效回收细粒铁矿物的问题,在强磁给矿样品工艺矿物学研究基础上,基于聚团分选理论,通过聚团强磁选试验详细考察了分散剂及淀 粉用量、强磁分选参数等因素对微细粒铁矿强磁分选效果的影响,通过混磁精矿反浮选试验考察了选择性聚团预处理对反浮选分选指标的影响。聚团强磁选试验结果表明:在水玻璃用量为500 g/t、DLA用量为250 g/t ,搅拌转速为900 r/min、搅拌时间为5 min、矿浆pH值为10.0、冲次为170次/min、矿浆流速为120 mL/s、磁选背景磁感应强度为1.0 T的条件下,可获得铁品位为47.65%、铁回收率为71.54%的磁选指标,与不添加药 剂调浆相比,磁选作业铁回收率提高了4.58个百分点,选矿效率提高了2.42个百分点。混磁精矿反浮选试验结果表明:与常规高梯度强磁选—反浮选工艺相比,采用选择性聚团—高梯度强磁选—反浮选工艺最终获得 的精矿品位变化不大,而混磁精矿铁回收率提高了2.05个百分点,最终浮选精矿铁回收率提高了4.37个百分点。  相似文献   

20.
阿坝矿业的高纯铁精粉硅铝含量较高,影响了产品的售价。为了降低铁精粉的硅铝含量进行了提质降硅铝工艺研究。结果表明,试样再磨至0.063~0 mm后经弱磁选、谐波磁选、磁选柱磁选、1粗1精反浮选,最终可获得Fe、SiO2、Al2O3含量分别为72.38%、0.099%、0.131%的高纯铁精矿,以及Fe、SiO2、Al2O3含量分别为71.58%、0.375%、0.220%的二级铁精矿。  相似文献   

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