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采用低场强磁选—高频振动细筛与直接低场强磁选两种工艺流程 ,预先从南山铁矿凹山选矿厂一段粗磁精矿中提取一部分合格精矿的工艺试验研究结果表明 ,采用低场强磁选—细筛新工艺可以提取产率 1 0 .0 9%、品位6 4.6 5%的合格精矿 ,从而可以大大降低后续磨选作业负荷 ,可最终使凹山选矿厂精矿品位和回收率得到提高 相似文献
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《现代矿业》2018,(12)
攀枝花白马选矿厂年产130万t选钛粗渣,铁、钛品位低,暂未利用,直接排入尾矿库。为确定回收利用其中铁、钛资源的可行性,进行回收试验。采用新型ZCLA强磁设备对粗渣进行预先抛尾,可抛除产率40. 19%、Ti O2品位1. 48%的合格尾矿;抛尾精矿经一段磨矿—弱磁选除铁—除铁精矿二段磨矿—1粗2精弱磁选流程选铁,可获得产率8. 80%、TFe品位56. 63%、回收率37. 53%的铁精矿;除铁尾矿经强磁选—螺旋溜槽重选—磁选—浮选原则流程选别,可获得产率0. 47%、Ti O2回收率7. 18%的钛精矿。预测年产铁精矿11. 44万t、钛精矿0. 61万t。根据铁、钛选矿成本和市场行情计算,白马选钛粗渣中铁、钛具有一定的回收利用价值。 相似文献
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针对白象山铁矿选矿厂目前存在的磨矿成本高、铁精矿粒度细、过滤难度大等问题,在分析原矿性质的基础上,对生产现场一段弱磁选精矿、二段分级溢流进行选矿探索试验。结果表明,一段弱磁选精矿经高频细筛(0.076 mm)分级-磁选柱选别,可提前回收合格铁精矿,避免再磨,降低二段磨矿负荷和成本,一定程度上可放粗最终铁精矿粒度;二段分级溢流经磁选柱选别-中矿再磨(-0.045 mm 92.5%)流程选别,可获得作业产率81.10%、品位65.43%、含硫0.22%、含磷0.114%的合格铁精矿,可为进一步开展全流程工艺试验提供技术依据。 相似文献
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毛建德 《有色金属(选矿部分)》1988,(5)
<正> 我矿是日处理原矿300吨的小矿山。选别流程为先浮选铜,再磁选铁,磁选尾矿用摇床选得钨锡混合粗精矿。原来用浮选-重选-浮选流程处理混合粗精矿,生产指标不理想。为此,改用重选-浮选流程,取得了较好的指标。(一)粗精矿性质粗精矿中主要有用矿物为锡石和白钨,约占70%,其次还有少量的(有时没有)黝锡矿。脉石矿物主要有柘榴石,约占23%,其次为弱磁性铁矿物和角闪石等。粗精矿含锡在8—40%之间,有少量锡石与角闪石连生,白钨矿全部单体解离。+400目产率80%,金属量76%以上;-400目锡品位比混合矿高10—20%。(二)原浮选工艺及存在问题原粗精矿采用单槽浮选,约75%粗精矿用苄基胂酸浮选锡石,浮 相似文献
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为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明:①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。 相似文献
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为了探究通过提高磨矿细度降低河北柏泉磁选铁精矿钛含量的可行性,采用搅拌磨细磨(超细磨)-弱磁选工艺对试样进行降钛研究,在磨矿细度d90为34.7 μm,弱磁选磁场强度为83.6 kA/m的条件下,铁精矿TFe品位可由63.39%增加到65.48%,TFe品位达到一级铁精粉要求,且TFe回收率为97.85%,但铁精矿中杂质TiO2含量仅能降低1.04个百分点。通过XRD分析以及工艺矿物学分析查明,试样中钛主要存在于钛磁铁矿中;搅拌磨细磨(超细磨)-弱磁选工艺可以脱除铁精矿中的钛铁矿和钛赤铁矿,但是钛磁铁矿与磁铁矿属于类质同象,物理化学性质非常相近,难以通过磁选分离,这是该铁精矿的钛元素难以大量脱除的原因。研究结果表明,此类岩浆岩型高钛铁精矿品质较优,但钛不能通过选矿脱除,可用作其他低钛铁精粉高炉冶炼的配料。 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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选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明:湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。 相似文献