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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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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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东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO2的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。 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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针对河北司家营铁矿废石堆存量大、铁品位低、嵌布粒度细、处理难度大的特点,提出采用预选-阶段磨矿-阶段磁选-阴离子反浮选工艺流程处理。结果表明:铁品位为18.79%的废石经永磁干式磁选机抛尾-中细粒高梯度湿式强磁选机抛尾,可以获得铁品位为29.25%、回收率为59.61%的预选精矿,预选精矿经两阶段磨矿-阶段磁选,可以获得铁品位为52.71%、回收率为48.50%的磁选混合精矿,磁选混合精矿以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂、MF为反浮选捕收剂,经1粗1精2扫反浮选,获得了铁品位为65.97%、作业回收率为89.21%、对原矿回收率为43.27%的合格精矿,可以为该类废石的资源化利用提供参考。 相似文献
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对某萤石浮选尾矿进行了综合回收铷锡的选矿试验研究。采用“反浮选抛尾、铷锡重选分离、弱磁选除铁、浮选收铷”流程,最终获得了铷精矿Rb2O品位0.44%、Rb2O回收率49.74%,锡精矿Sn品位5.48%、Sn回收率20.36%,铁精矿TFe品位66.58%、TFe回收率1.37%的试验指标。 相似文献
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甘肃某铁矿以磁铁矿石为主,在最终磨矿细度-0.038 mm为98.9%时,经三段磨矿五段弱磁选、反浮选可将铁品位提高至61.02%,SiO2含量11.25%,但铁回收率低,选矿成本高。采用弱磁—反浮选回收磁铁矿、弱磁尾矿强磁抛尾—直接还原—弱磁选的联合流程,铁精矿品位可达66.68%,回收率为69.92%。 相似文献
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柿竹园钨钼铋萤石多金属矿伴生有少量的磁铁矿,其全铁品位为7.15%,磁铁矿中铁品位为1.68%,占全铁的23.50%。该钨钼铋萤石多金属矿整个选矿工艺流程采用“柿竹园法”,其中,在回收钨、钼、铋、萤石等有用矿物前,采用中磁磁选将磁铁矿优先脱出,以避免磁铁矿对后续选别作业造成干扰,产出磁铁矿粗精矿。由于近年来铁矿石价格上涨态势明显,为进一步提高矿产资源的综合利用率和挖掘企业新经济增长点,决定对该磁铁矿粗精矿进行提质选矿实验研究。通过对该磁铁矿粗精矿矿石性质进行研究,发现该磁铁矿粗精矿存在嵌布粒度细、含磁硫高的特点。为提高磁铁矿精矿品质,必须提高磁铁矿精矿中铁的品位,同时还要降低磁铁矿精矿中硫的含量。提高磁铁矿精矿铁品位采用细磨的方法,使磁铁矿充分单体解离,然后通过弱磁选可将铁精矿品位提高;而要降低磁铁矿精矿中硫含量的方法,一般来说采用反浮选脱硫,需要通过实验找到跟该矿石性质相适应的反浮选脱硫工艺流程与参数,确保磁铁矿中磁硫的高效脱除。在经过系统的选矿实验研究后,确定了采用先脱磁再反浮选脱硫,再通过阶段磨矿阶段选别的选矿工艺流程,可以大幅度提高最终磁铁矿精矿品质。在磁铁矿粗精矿品位TFe 38.19%、含S 4.51%时,可以获得最终磁铁矿精矿品位TFe 60.85%、含S 0.99%,铁作业回收率72.13%的良好实验指标。该工艺在现场得到应用,通过优化现场流程结构配置,取得良好效果,为企业新增经济效益显著。 相似文献
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赤城县石槽铜铁矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
王立刚 《有色金属(选矿部分)》2008,(5)
针对石槽钢铁矿矿石进行了原矿直接磁选、原矿先浮选—浮选尾矿磁选流程试验研究。通过试验,最终确定采用先浮后磁选矿工艺.先浮选回收铜,然后对浮选尾矿进行磁选选别铁,铜、铁粗精矿分别再磨精选的工艺流程。小型闭路试验获得了铜品位21.05%、铜回收率76.04%、含金1.78g/t、金回收率41.83%、银278g/t、银回收率39.62%的铜精矿和铁品位63.17%、铁回收率75.58%的铁精矿.有价元素得到综合回收。 相似文献
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河北某普通磁铁矿 TFe 品位为65.25%,矿石性质结构简单,具有制备超纯铁精矿的潜力。本研究采用多元素及X射线衍射图、物相分析等方法对原矿进行了工艺矿物学研究,并在此基础上对其进行了提纯试验。结果表明,原矿经过弱磁选粗选后,在磨矿细度-0.038 mm占85%的条件下经弱磁选再选、磁选柱精选得到TFe 品位为71.31%的磁选柱精矿以及TFe品位68.12%,产率为3.32%的磁选柱铁尾矿。通过进一步考察药剂制度和工艺流程对铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度。而后磁选柱精矿经1粗3精反浮选降硅工艺试验流程,最终可获得含TFe品位71.95%,综合回收率为80.50%的超纯铁精矿,浮选尾矿 TFe品位 68.17%符合普通铁精矿标准。通过对选别产品进行试样化学成分分析及残余药剂测定,进一步证明该工艺流程可以实现超纯铁精矿的制备。该工艺在抛尾率为 10.79%条件下,将原矿样的 73.04%转化为超纯铁精矿,对这一地区超纯铁精矿的制备具有重要的指导意义,也为国内其他地区磁铁矿制备超纯铁精矿的研究提供了一定的参考价值。 相似文献
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磁铁矿在磁浮力场中的分选试验研究 总被引:7,自引:0,他引:7
简述了近些年在磁铁矿选矿中的新技术、新设备,在此基础上研究分析了影响磁铁矿精矿质量的因素,设计了磁浮力场分选装置。磁铁矿在磁浮力场中的分选试验表明:磁浮选装置中的磁力场可有效地抑制磁性矿物进入尾矿,提高了铁精矿回收率;同时脉冲磁力场减少了磁团聚引起的非磁性夹杂,提高了铁精矿的质量。在一定的磁场条件和药剂制度下,从磁铁矿中反浮选脉石矿物,一次分选能够使磁铁矿品位从TFe65 43%提高到TFe69%以上,精矿回收率在95%以上,明显优于单一的浮选和常规磁选。 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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某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理
金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位
15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终
试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。 相似文献
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澳大利亚Caim Hill磁铁矿选矿试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对澳大利亚Cairn Hill含铜、金的磁铁矿矿石,进行了先磁后浮及先浮后磁两大原则流程方案的选矿试验,并在先浮后磁的浮选方案中又进行了铜优先浮选流程和铜硫混合浮选两种流程方案试验。最终确定优先浮选铜、后浮选硫、尾矿弱磁选铁的先浮后磁联合工艺。小型闭路试验获得了铜品位21.15%、铜回收率88.94%、含金4.10g/t、金回收率49.50%的铜精矿和铁品位70.68%、铁回收率92.14%的铁精矿,以及硫品位40.58%、硫回收率57.80%的硫精矿。 相似文献