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东鞍山含碳酸盐正浮选尾矿铁品位为43.53%,主要含铁矿物为赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿。为给该正浮选尾矿高效回收利用提供依据,采用悬浮焙烧—磁选工艺进行了选矿试验。结果表明:在气体流量为12 m3/h、H2浓度为40%、焙烧温度为600℃、焙烧时间为8 s条件下进行悬浮焙烧试验,焙烧产品磨细至-0.043 mm占95%,在磁场强度为85.1 k A/m条件下弱磁选,可获得铁品位为60.52%、回收率为78.68%的精矿。对悬浮焙烧前后物料的磁性检测、XRD分析可知,试样中弱磁性的含铁矿物经悬浮焙烧后转变为强磁性的磁铁矿,磁性增强,扩大了铁矿物与脉石矿物的磁性差异,可通过弱磁选进行有效分离。 相似文献
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随着鞍千入选矿石性质的变化,原有的工艺流程暴露出一些问题,如重选精矿品位低、浮选尾矿损失大等。针对鞍千半自磨—湿式预选的混磁铁精矿,进行了详细的工艺矿物学研究,并确定了搅拌磨细磨—磁选—反浮选短流程工艺。研究结果表明,混磁精矿中铁品位为42.91%,主要含铁矿物为磁铁矿和赤铁矿,其他金属矿物为少量黄铁矿,赤铁矿和磁铁矿与脉石矿物结合形成的连生体含量较多,且在细粒级中分布率均较高;在此基础上确定了搅拌磨细磨—弱磁选—弱磁尾矿强磁选—强磁精矿一次粗选一次精选三次扫选的工艺流程,弱磁精矿和反浮选精矿合并得到的综合精矿TFe品位67.68%、回收率91.88%,综合尾矿TFe品位为8.83%。本研究对于鞍山式赤铁矿石流程的优化具有重要的指导意义。 相似文献
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针对含钴0.78%的某难选氧化钴矿,采用流态化还原焙烧-磁选获得含钴磁选精矿。探讨了还原温度、还原时间、还原剂(H2)浓度及总气体流量等影响因素对焙烧产品分选指标的影响,并利用XRD、SEM和VSM等方法,研究了还原焙烧过程矿物物相的转化。结果表明,原料中褐铁矿与水钴矿嵌布关系密切,少量水钴矿包裹在褐铁矿中;采用流态化还原焙烧-磁选方法可实现钴的有效富集;当焙烧温度650℃、焙烧时间30min、H2浓度30%、总气体流量1000mL/min时,焙烧产品经弱磁选后可获得Co品位6.95%、Co回收率45.41%,TFe品位58.06%、TFe回收率55.78%的磁选精矿;还原焙烧过程中,钴氧化物、赤铁矿和褐铁矿生成强磁性金属钴和磁铁矿,焙烧产品的磁性显著增强,扩大了有用矿物与脉石矿物之间的磁性差异,有利于有用矿物的富集。研究结果为难选氧化钴矿的有效利用提供了新途径。 相似文献
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对鄂西隐晶质鲕状赤铁矿进行磁化焙烧—阶段磨矿—磁选试验,得到TFe 57.73%、磷含量0.70%,铁回收率为90.41%的人工磁铁矿粗精矿。为继续提升精矿质量,对人工磁铁矿粗精矿进行细磨,磨矿细度-22μm含量80%时,单体解离度为84.63%。采用选择性絮凝—磁种法对细磨粗精矿磁选,进行了流程优化试验,得到了TFe 60.87%、磷品位0.41%的铁精矿,综合铁回收率提高了9.55%。机理分析表明,人工磁铁矿的磁性明显弱于天然磁铁矿,且随粒度减小,两者磁性差异进一步增大。在磁场强度70kA/m条件下,用作磁种的天然磁铁矿的比磁化系数是人工磁铁矿的2.4倍。在添加絮凝剂CMS后,FTIR分析表明絮凝剂CMS在磁铁矿表面产生了选择性吸附,使细磨粗精矿平均粒径或人工磁铁矿平均粒径均大幅度增大,而石英平均粒径增幅很小,从而增强了脉石与磁铁矿的分离效果,提高了铁的回收率。 相似文献
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针对海南某铁矿山不断开采、矿石品质下降的问题,提出采用铁矿石分质分选的新思路,开展了弱磁选富集磁铁矿、反浮选回收赤铁矿的工艺流程试验。结果表明:原矿经过磨矿(-0.074mm占54.21%)—一段弱磁选(79.58k A/m)—弱磁精矿再磨(-0.045mm占63.82%)—二段弱磁选(79.58k A/m)获得铁品位62.42%、回收率19.28%的弱磁精矿,对一段弱磁尾矿经强磁选获得的强磁精矿与二段弱磁尾矿合并为混磁精矿,混磁精矿再磨至-0.045mm占85.52%,以淀粉为抑制剂、Ca Cl2为调整剂、Ts-2为捕收剂,经1粗1精3扫闭路反浮选,获得铁品位60.60%、回收率36.23%的浮选精矿。弱磁精矿和浮选精矿中铁矿物分别主要以磁铁矿和赤铁矿形式存在,主要脉石矿物皆为石英。 相似文献
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马拉维难选钛锆粗精矿中钛矿物分布率48%左右,但由于铁、钛矿物较复杂,可回收钛矿物种类多,磁性变化大,同时存在磁性、密度与钛铁矿相似的赤铁矿及一些比重较大的磁性脉石如石榴石和角闪石等,磁选时,赤铁矿、石榴石和角闪石均会进入钛精矿中而影响钛精矿品位,因此,采用常规磁选或重选方法很难获得合格钛精矿。基于MLA技术系统工艺矿物学研究基础上,根据矿物组成及各矿物之间的特性差异,针对马拉维某海滨砂钛锆粗精矿,利用赤铁矿还原焙烧后磁性增强、以及磁性脉石与钛矿物之间有电性差的特点,采用湿式弱磁选—干式磁选(—还原焙烧—湿式弱磁选)—电选—重选联合工艺流程,可有效分离易进入钛精矿中的赤铁矿及磁性脉石。最终获得TiO2含量49.17%、回收率66.36%的钛精矿,ZrO2含量分别为65.04%、60.78%和55.79%的三个锆精矿,锆精矿合计回收率89.28%;同时综合回收了金红石、磁铁矿和稀土。本研究解决了钛锆粗精矿中钛铁矿与赤铁矿、磁性脉石矿物难分离的关键技术问题,可为该类钛锆资源的有效利用提供技术途径。 相似文献
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对山东某褐铁矿进行了磁化焙烧-磁选试验。在工艺矿物学研究的基础上, 对该矿进行了不同粒度预选试验和焙烧、磁选分选试验, 并进行了多流程对比试验; 开发出了适合该矿的选矿工艺流程, 在原矿TFe品位31.31%条件下, 采用预选-焙烧-弱磁选-磨矿-弱磁选工艺, 取得了精矿产率49.69%、TFe品位59.48%、回收率94.40%的指标。 相似文献
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某细粒低品位铁矿石中磁铁矿与磁黄铁矿紧密共生, 为了在回收磁铁矿的同时, 综合回收伴生的磁黄铁矿资源, 针对矿石性质特点, 采用阶段磨矿-阶段弱磁选-一段磁选精矿浮选脱硫-二段磁选精矿反浮选提铁-反浮选尾矿再磨再选工艺流程, 使用磁黄铁矿高效活化剂CS和铁矿反浮选新型阳离子捕收剂YA, 获得了TFe品位70.05%、S含量0.16%、TFe回收率73.17%的高品位铁精矿和S品位25.86%、TFe含量50.10%、S回收率53.43%的硫精矿, 有效实现了磁铁矿与磁黄铁矿的综合回收。 相似文献
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对国外某鲕状赤铁矿进行了矿石性质研究, 针对其特点, 进行了焙烧-磁选工艺和强磁选工艺选矿试验, 结果表明该鲕状赤铁矿易选, 选矿指标好。对比而言, 焙烧-磁选工艺的选别指标优于强磁选工艺, 750 ℃下, 煤粉用量6%, 焙烧50 min, 所得焙烧矿经100 kA/m一粗一精弱磁选, 可获得精矿铁品位64.60%、回收率96.43%的指标, 精矿中SiO2含量为5.33%, 选矿比1.23倍。 相似文献
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对河北承德某低品位含铜原生磁铁矿进行了选矿工艺研究。通过阶段磨矿、阶段弱磁选流程选铁, 选铁尾矿浮选选铜, 较好地实现了铜、铁的综合回收, 获得了TFe品位65.04%、铁回收率54.28%的铁精矿和铜品位18.42%、铜回收率74.34%的铜精矿, 为该矿石的合理开发利用提供了技术依据。 相似文献
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国外某铁矿石经悬浮焙烧-磁选得到的铁精矿TFe含量为64.50%、Al2O3含量为5.95%,主要铁矿物是磁铁矿,少量赤铁矿。为解决其Al2O3含量较高的问题,研制了一种新型阴离子捕收剂DTL-1,通过改变浮选温度、矿浆pH值、捕收剂DTL-1用量对悬浮焙烧-磁选后的高铝铁精矿样进行脱铝试验。结果表明:在温度25 ℃、pH值8.0、捕收剂DTL-1用量50 g/t的条件下,采用1粗3精1扫的浮选闭路试验流程,最终获得了TFe品位66.40%,TFe回收率87.81%,Al2O3品位4.90%的浮选铁精矿产品。浮选铁精矿产品中粒度较大的磁铁矿颗粒中包裹着细粒的氧化铝矿物,在优先确保铁的回收率前提下,部分含铝铁氧化物进入铁精矿,因而也造成了铁精矿中铝含量较高的情况。 相似文献
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对某含铁品位为24.05%、磁性率(FeO/TFe)为0.6%的难选赤褐铁矿矿石进行了选矿试验研究。考查了该矿石的矿物工艺学和磨矿特性,重点研究了还原焙烧-磁选分选情况。确定还原焙烧-磁选可以获得较好的选别指标为:精矿铁品位达58%以上,铁回收率60%以上。 相似文献