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对安徽某铁硫铜多金属矿进行了矿石性质研究,铁硫铜嵌布关系复杂、嵌布粒度粗细不均。对原矿进行阶段磨矿,进行了磁选和浮选组合工艺试验,可获得铁品位66.08%、硫品位为0.148%、铁回收率为81.09%的铁精矿;硫品位为41.27%、硫回收率为75.08%的硫铜混合精矿。根据试验结果,推荐的试验流程为阶段磨矿—弱磁选—硫铜混浮—铁精矿脱硫选矿工艺流程。 相似文献
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云南某微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
云南某赤铁矿矿石中铁矿物嵌布粒度微细,生产上采用磁选、重选工艺,只能获得铁品位为57%左右的铁精矿,不能满足铁精矿品位大于62%的球团生产要求。为此,对该矿石进行了提高精矿品位的选矿试验。试验采用阶段磨矿-阶段强磁选-反浮选联合工艺流程,在-0.038 mm占86%的最终磨矿细度下,获得了铁品位为62.20%,铁回收率为56.36%的铁精矿。 相似文献
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安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。 相似文献
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国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO2含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明:采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 (-0.076 mm占90%)-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨(-0.038 mm占95%)再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。 相似文献
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试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为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,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。 相似文献
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针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点,进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验,最后选用磨矿(-0.043 mm 79.6%)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0.040 mm 99.32%)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程,其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键.在转炉渣含铜1.58%(硫化铜和金属铜占78.68%)、含铁53.54%(磁性氧化铁占28.53%)的情况下,获得铜精矿品位19.82%,回收率85.48%的选铜指标,同时综合回收了渣中磁性氧化铁,得到铁品位62.525%、回收率35.02%、含SiO2 9.94%的合格铁精矿. 相似文献
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新疆某铁矿铁品位为35.65%,其中铁主要以磁铁矿形式存在。矿石中锌、硫含量分别为1.12%、1.56%,主要以嵌布粒度较细的闪锌矿、黄铁矿、磁黄铁矿等形式存在。原矿中的锌、硫含量较高,易造成铁精矿产品锌硫含量超标,影响后续冶炼过程,故对该铁矿进行降锌脱硫工艺研究。原矿采用“1粗3精3扫”的浮选工艺,浮选尾矿采用多级低场强预磁选的方法,可获得铁品位和铁回收率分别为65.15%、56.81%,锌、硫含量分别为0.08%、0.29%的铁精矿1产品;低场强预磁选尾矿采用高梯度磁选和磁粗选精矿再磨的方法,可获得铁品位和铁回收率分别为67.40%、29.97%,锌、硫含量分别为0.10%、0.30%的铁精矿2产品。综合铁精矿铁品位和铁回收率分别为65.93%、86.78%,锌、硫含量分别为0.09%、0.29%,产品指标满足后续冶炼要求,实现了铁精矿降锌脱硫的目标。 相似文献
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安徽某含铜铁矿石为典型的多金属伴生矿,矿物间共生密切,嵌布关系复杂。矿石中金属矿物主要为磁铁矿,少量黄铁矿、黄铜矿及磁黄铁矿等;非金属矿物主要为蛇纹石、透辉石及透闪石等。为综合回
收矿石中的有价组分,在条件试验的基础上,采用铜硫混合浮选—铜硫分离—混浮尾矿磁选的工艺流程处理该矿石,全流程试验最终可获得Cu品位22.18%、Cu回收率76.85%的铜精矿,S品位43.29%、S回收率45.71%、
Co品位0.43%、Co回收率45.04%的硫精矿,及Fe品位62.36%、Fe回收率93.09%、含S 0.18%的铁精矿。试验指标良好,伴生组分Co在硫精矿中有效富集,实现了有价金属的综合回收。 相似文献
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针对某地磁铁矿石含硫(339%)较高,磁选容易造成铁精矿含硫超标的问题,进行降硫选铁及综合回收伴生有价组分的选矿试验研究,最终推荐浮选—磁选联合工艺流程,获得了铜品位1330%、金品位425 g/t、银品位107 g/t,铜回收率5125%的合格铜精矿;硫品位2960%、硫回收率7974%的合格硫精矿;全铁品位6705%、硫含量016%、全铁回收率6200%的合格铁精矿;该工艺流程合理,浮选除硫可有效地降低铁精矿中的硫含量,并且综合回收了铜和硫,提高了该矿山的经济价值。 相似文献
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铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。 相似文献
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内蒙古大坝沟超贫磁铁矿石铁品位仅15.68%,且有21.81%的铁以硅酸铁形式存在,同时有少量磁铁矿因呈微细粒包裹于石榴石、黑云母中而难以解离。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:采用块矿干选-闭路高压辊磨-粉矿干选抛尾工艺处理该超贫磁铁矿石,可以预先抛除产率达54.16%、铁品位为7.71%的合格尾矿,从而使矿石铁品位由15.72%提高到25.19%,而磁性铁损失率仅4.68%;预选精矿经阶段磨矿-细筛分级-阶段弱磁选,可以获得铁品位为65.52%、作业铁回收率为78.14%的合格铁精矿,其对原矿的铁回收率为57.39%。 相似文献
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某铁矿矿石中铁矿物以磁铁矿为主,并伴生有少量可供综合回收的黄铜矿和黄铁矿。为了给该矿山的开发建设提供可行性研究和设计依据,进行了-75 mm干式磁选抛尾-先浮后磁或先磁后浮阶段磨选、原矿直接先浮后磁或先磁后浮阶段磨选共4种流程的选矿试验研究。根据试验结果,经分析比较,推荐采用-75 mm干式磁选抛尾-先磁后浮阶段磨选流程。该流程可预先抛弃产率达21.0.4%的废石,最终获得铁品位为66.10%、铁回收率为83.48%、硫含量为0.26%的铁精矿,铜品位为15.04%、铜回收率为63.27%的铜精矿以及硫品位为45.51%、硫回收率为72.89%的硫精矿 相似文献
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为解决某锡多金属硫化矿选厂选铅锌尾矿中硫砷的流失问题,对该尾矿进行了综合回收硫砷的选矿试验。试验结果表明:采用弱磁选-硫砷混合浮选-硫砷分离浮选流程,并在硫砷分离浮选时采用砷的高效抑制剂Y-As,可获得硫品位为43.14%、含砷0.56%、硫回收率为64.12%的综合硫精矿和砷品位为12.08%、砷回收率为86.79%的砷精矿,实现了硫、砷的有效分离和回收。 相似文献