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攀枝花某钛铁矿选矿厂尾矿库中尾矿TiO2和TFe品位分别为10.28%和10.38%,采用弱磁选铁-强磁预富集钛-浮选工艺回收其中的铁和钛。弱磁选铁可获得铁品位57.5%、回收率22.19%的铁精矿; 弱磁选铁尾矿经强磁预富集得到TiO2品位15.63%、回收率79.69%的强磁钛粗精矿; 强磁钛粗精矿经一次粗选一次扫选四次精选浮选闭路试验可获得TiO2品位45.97%、对强磁钛粗精矿回收率76.32%、对尾矿库尾矿回收率60.82%的钛精矿。该工艺实现了钛铁矿尾矿二次资源的综合利用。 相似文献
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应用高压辊磨机的红格钒钛磁铁矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
采用原矿高压辊磨-粗粒湿式磁选抛尾-阶段磨矿、阶段弱磁选选铁,选铁尾矿阶段弱磁选-强磁选-浮选选钛工艺流程对攀西红格低品位钒钛磁铁矿进行选矿试验,获得了铁品位为57.41%、铁回收率为52.88%的铁精矿和TiO2品位为47.87%、TiO2回收率为39.31%的钛精矿。研究表明:通过采用高压辊磨技术,可使选铁过程和选钛过程磨选量分别减少34.18%和10.19%。 相似文献
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甘肃大滩某低品位钛铁矿主要有价元素为铁和钛,TFe品位为12.07%,TiO2含量为5.56%,有害元素硫、磷含量较低。钛主要分布在钛铁矿中,分布率为81.82%,是回收的主要目的矿物。为确定该资源的合理开发利用方案,对其进行了磁选-浮选试验研究。结果表明,原矿磨细至-0.074 mm占38%,在粗选磁场强度为605.1 kA/m、精选磁场强度为565.3 kA/m条件下,经1粗1精磁选可以获得TiO2品位为18.13%、对原矿回收率为76.79%的磁选精矿,磁选精矿采用自主复配合成的高效捕收剂EMG和新型抑制剂SF-101经1粗2精1扫闭路浮选试验可以获得TiO2品位47.46%、回收率88.08%的钛精矿,对原矿回收率为67.63%,可以为该钛铁矿的选别提供借鉴。 相似文献
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甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO2、Sc2O3含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t,磁性铁仅占总铁的17.90%,钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%,硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%;钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%,钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%,其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5~0.04 mm,钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm,二者嵌布关系密切,混杂充填在硅酸盐矿物粒间,钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物(主要为角闪石)中。为了确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后,在阶段磨选情况下(二段磨矿细度为-0.074 mm占81%),采用1粗(135.4 kA/m)2精(119.4 kA/m和119.4 kA/m)弱磁选流程选铁,选铁尾矿采用1粗(0.7 T)1精(0.6 T)高梯度强磁选流程预富集钛,强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛,最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿,TiO2品位为47.05%、TiO2回收率为55.74%的钛精矿和Sc2O3品位为99.0 g/t、Sc2O3回收率为48.68%钪精矿。 相似文献
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甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO2、Sc2O3含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t,磁性铁仅占总铁的17.90%,钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%,硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%;钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%,钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%,其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5~0.04 mm,钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm,二者嵌布关系密切,混杂充填在硅酸盐矿物粒间,钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物(主要为角闪石)中。为了确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后,在阶段磨选情况下(二段磨矿细度为-0.074 mm占81%),采用1粗(135.4 kA/m)2精(119.4 kA/m和119.4 kA/m)弱磁选流程选铁,选铁尾矿采用1粗(0.7 T)1精(0.6 T)高梯度强磁选流程预富集钛,强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛,最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿,TiO2品位为47.05%、TiO2回收率为55.74%的钛精矿和Sc2O3品位为99.0 g/t、Sc2O3回收率为48.68%钪精矿。 相似文献
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针对酒钢镜铁山粉矿强磁选工艺存在的精矿铁回收率和品位均较低的问题,东北大学在对强磁预富集精矿进行工艺矿物学分析的基础上,进行了悬浮磁化焙烧扩大试验研究。结果表明:酒钢粉矿强磁预富集精矿TFe品位为39.02%,预富集精矿含铁矿物主要为赤铁矿和菱铁矿,铁分布率分别为67.81%、28.36%,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石;粉矿采用强磁选抛尾-悬浮焙烧-磁选-反浮选新工艺,最终获得了TFe品位60.67%、SiO2含量4.52%的合格铁精矿,铁回收率为76.27%。与原单一强磁选工艺相比,新工艺的精矿铁品位提高了16.11个百分点,SiO2含量降低了6.83个百分点,铁回收率提高了14.43个百分点,精矿指标有了较大幅度的提高,为下一步粉矿资源的高效利用提供了技术依据。 相似文献
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针对辽西风化壳型钒钛磁铁矿有用矿物难以回收利用的问题,进行了详细的工艺矿物学研究。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、(钛)磁铁矿、钒磁铁矿、钛铁矿,非金属矿主要有长石、角闪石和石英。其中钛、钒主要以类质同象的形式赋存在磁铁矿中,且矿石中磁铁矿、钛铁矿及脉石矿物嵌布关系复杂,解离困难。分别采用直接磨矿-弱磁选预富集、粗粒干式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集、粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集工艺进行了预富集工艺对比试验。结果表明,粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选无论在功耗还是回收率指标方面均优于其余2种工艺。采用该工艺在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,获得了V2O5含量为1.561%、回收率为60.96%,TFe品位为40.43%、回收率为24.83%的预富集精矿,可以满足后续直接酸浸提钒的工艺要求。对粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选工艺获得的精矿、尾矿进行分析检测表明,钒、钛以类质同象的形式替换磁铁矿中的铁,使预富集精矿铁品位较低,预富集精矿中磁铁矿、钛磁铁矿、脉石矿物嵌布关系复杂紧密,无法通过机械磨矿使其解离。因此,即使继续增加磨矿细度,预富集精矿全铁品位也仅能保持在40%左右,不能再继续提高。 相似文献
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江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO2品位2.63%,钛铁矿嵌布粒度细,矿石矿物组成复杂,黏土含量高。为开发利用该矿石资源,在工艺矿物学性质研究的基础上,首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验,磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO2损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验,TiO2品位由6.78%提高至14.53%;二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选,重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂,经1粗4精1扫闭路浮选,能获得TiO2品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此,采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺,最终能获得TiO2品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。 相似文献
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对广东岚霞钒钛磁铁矿进行了综合回收研究。采用磨矿-弱磁选-强磁选工艺得到钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿, 钒钛磁铁矿精矿和粗钛精矿经隧道窑还原磨选-钠法浸钒, 最终得到了TFe品位92.27%~96.28%的直接还原铁、TiO2品位55.47%~59.56%的富钛料和98.80%的V2O5三种产品, 实现了该矿中铁、钛、钒的综合利用。整个工艺钛、钒的总回收率分别达到73.93%和53.49%, 铁钛钒的综合利用率较传统工艺大幅度提高。 相似文献
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攀钢集团矿业公司采用“强磁+浮选”工艺解决了钛回收技术难题,但是对于-38 μm粒级的钛铁矿回收率极低。为有效利用钛矿资源,进一步提高钛铁矿的回收率,探索了新型ZQS高梯度磁选机对超细粒级(-38 μm)钛铁矿的回收效果,并对磁选精矿进行浮钛条件试验和全流程试验。结果表明:当新型ZQS高梯度磁选机在给矿TiO2品位11.47%,-38 μm含量为88.89%时,经1次磁选得到的钛精矿TiO2品位可达到20.19%,TiO2回收率83.56%,其中-38 μm的粒级回收率达到84.05%;磁选精矿脱硫后再进行1粗4精钛浮选试验,最终得到TiO2品位46.80%,浮选作业回收率61.53%,对原矿回收率51.41%的钛精矿。新型ZQS高梯度磁选机回收细粒级钛铁矿非常有效,特别是对-38 μm超细粒级钛铁矿,磁选钛精矿TiO2品位和回收率均较高,为后续浮选提供了良好的给矿条件。 相似文献