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为了进一步提高大红山铁矿精矿品位,采用磁场筛选机对大红山400万t/a选厂的2次和3次弱磁选精矿进行工业分流精选试验,经对3次弱磁选精矿进行磁筛精选后,精矿铁品位由65.16%提高到67.27%,精选作业铁回收率89.24%,精矿中S iO2由5.82%降到了3.97%,说明磁筛对该矿具有显著地提铁降硅的效果。 相似文献
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磁选柱是一种新型高效的磁选设备,通过磁聚合-分散及旋转上升水流作用,使磁铁矿颗粒受到磁力和流体力的联合作用,能有效破坏磁团聚,分离出单体脉石和夹杂的连生体,提高精矿品位和降低SiO2含量。磁选柱的电磁磁系是由几组均匀电流密度厚壁线圈组合而成,通过线圈的有效配置,产生特殊的磁场。本研究从分析磁选柱的厚壁线圈入手,首先介绍了三种常规线圈的结构、电流密度特征及其功率因子的大小,然后以均匀电流密度线圈为例对线圈的组合方式进行了简要分析,在此基础上研究了磁选柱励磁线圈的磁场特性及分选原理。磁选柱应用在本钢南芬选矿厂铁精矿提铁降硅技术改造中,改造后精矿品位由67.50%提高到69%以上,SiO2含量由6.5%降低到4.5%以下,证实了其在磁铁矿选矿厂工艺流程中的巨大作用。 相似文献
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某磁铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选流程生产的磁铁精矿全铁品位为65.47%,SiO_2含量为6.52%。为了使铁精矿的SiO_2含量降到4%以下,以磁铁精矿为研究对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉和阳离子捕收剂Ge-609对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm 90%后进行1粗1精弱磁选,最终可获得铁品位为69.18%、铁回收率为97.67%、SiO_2含量为3.15%的铁精矿,实现了提铁降硅。 相似文献
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冀东某选矿厂磁选铁精矿粒度较细(-0.074 mm占91.60%),铁矿物单体解离度高达94.4%,且在细粒级明显富集。为了进一步提高该精矿铁品位,以现场流程精矿为试样、以微泡逆流接触式浮选柱为分选设备、以GE-609为阳离子反浮选捕收剂,进行了提铁降硅试验。结果表明,在粗选给矿浓度为35%、给矿速度为893 mL/min、GE-609用量为60 g/t、充气量为2.0 L/min、泡沫层高度为30 cm情况下,采用1粗2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可获得铁品位为68.12%、铁回收率为98.88%的铁精矿,尾矿铁品位仅为9.92%,表明微泡逆流接触式浮选柱和阳离子捕收剂GE-609适用于该试样的反浮选提铁降硅。 相似文献
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分析了歪头山铁矿提铁降硅工艺现状及存在的问题,并论述了细筛增加、浓缩磁选机扩容、返矿工艺、二筛筛下产品进入磁选柱及提铁降硅工艺自由度改造等,最终实现产能提高、工艺顺行. 相似文献
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峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选—细筛分级—淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO2含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO2含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO2含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO2含量达到预期目标。 相似文献
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四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选—细粒高梯度强磁选—中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明:原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。 相似文献
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为了给梅山铁矿选矿厂降低铁精矿硅含量提供技术支持,在查明现场铁精矿SiO2含量高的原因基础上,采用4种方案进行了从现场浮硫尾矿获取SiO2含量<4%的铁精矿的选矿试验。结果表明,方案1(在现场选铁流程基础上增加弱磁精选并在高梯度磁选时采用低场强)、方案3(弱磁选-高梯度磁选-细筛分级-筛上再磨再选)和方案4(弱磁选-高梯度磁选-弱酸性正浮选)均可获得SiO2含量<4%的铁精矿,但方案1精矿铁品位相对较高而铁回收率相对较低,方案3和方案4则铁回收率相对较高而精矿铁品位相对较低。因此,究竟采用哪种方案,还应通过进一步的扩大试验乃至工业试验予以确定。 相似文献
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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
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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
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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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鞍钢东部尾矿样铁品位为10.64%,FeO含量为2.71%,铁主要以赤(褐)铁矿形式存在,磁铁矿少量,且这些铁矿物嵌布粒度较细,单体解离度较低,常规选矿工艺难以获得高品质的铁精矿。为解决该二次资源的开发利用问题,对有代表性试样进行了选矿试验研究。结果表明,采用筒式弱磁选-立环高梯度强磁选的初级预富集工艺处理,抛尾产率达49.48%,获得铁品位为16.24%、铁回收为78.54%的初级预富集精矿;初级预富集精矿在磨矿细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用筒式弱磁选-立环高梯度强磁选工艺处理,可获得铁品位为32.08%、铁回收率为62.68%的预富集精矿;采用弱磁选1-立环高梯度强磁选1初级预富集-初级预富集精矿细磨-弱磁选2-立环高梯度强磁选2再富集的阶段磨选流程处理试样,可获得铁品位32.08%、铁回收率62.68%的磁选预富集精矿,抛尾产率达79.21%,这有效降低了后续焙烧-磁选系统处理量,从而大幅度降低了后续生产成本,为二次铁矿石资源的高效利用提供了技术支持。 相似文献