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相似文献
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1.
袁家村铁矿氧化矿石可选性研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
胡义明  韩跃新 《金属矿山》2012,41(10):65-69
为了给袁家村铁矿氧化矿石高效选矿工艺的深入研究提供基础资料,对该矿3种主要氧化矿石石英型氧化矿、石英-镜铁矿型氧化矿、闪石型氧化矿进行了可选性试验。结果表明:石英型和石英-镜铁矿型氧化矿的可选性相对较好,在-0.037 mm占85%的最终磨矿细度下,通过弱磁选-高梯度强磁选-阴离子反浮选阶段磨选,可以获得铁品位分别为65.65%和65.23%的铁精矿,铁回收率分别为78.03%和79.45%。但闪石型氧化矿的可选性很差,采用常规物理选矿方法难以分选,须开展磁化焙烧或深度还原等方法的研究。  相似文献   

2.
胡义明  刘军  张永 《金属矿山》2009,39(6):49-51
包钢选矿厂现行反浮选工艺流程对白云鄂博氧化矿强磁选精矿的选别效果较差,使白云鄂博氧化矿的精矿质量受到影响。为此,对白云鄂博氧化矿强磁选精矿进行了单一反浮选方案、反浮选-正浮选方案及正浮选-反浮选方案的试验比较。根据比较结果,采用反浮选-正浮选方案进行闭路流程试验,取得了精矿铁品位为59.32%,铁回收率为64.52%的较好选别指标。  相似文献   

3.
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   

4.
綦江铁矿焙烧-磁选-阴离子反浮选试验研究   总被引:9,自引:0,他引:9  
王秋林  陈雯  余永富  严小虎 《矿冶工程》2006,26(6):32-34,38
针对述綦江铁矿的矿物特征,确定了该矿的磁化焙烧制度。对焙烧矿进行弱磁选获得TFe品位60.03%的焙烧磁铁精矿,对焙烧磁选精矿进行阴离子反浮选试验,结果表明,采用捕收剂HOSS进行阴离子反浮选试验,可得到TFe品位60.84%、回收率86.99%的铁精矿,为科学、合理、有效开发利用綦江铁矿资源开辟了一条新的途径。  相似文献   

5.
本文对某选厂铁尾矿进行了回收试验研究。试验目的为提铁降硅,回收利用废弃铁矿石资源。针对尾矿产品嵌布粒度细、连生体含量高,主要以赤褐铁矿和少量磁铁矿为主的特点,采用细磨-磁选-反浮选工艺进行了回收试验。将矿石磨矿至-0.038mm含量占90%,采用弱磁选富集磁铁矿,采用强磁选富集赤褐铁矿,将弱磁选与强磁选粗精矿合并进行反浮选试验,采用一次粗选,一次精选,最终可获得TFe品位58.03%,TFe回收率53.27%,SiO2含量4.82%的铁精矿,试验达到了预期目标。  相似文献   

6.
对袁家村闪石型氧化铁矿进行了选矿试验研究。在工艺矿物学基础上,针对8个矿样进行了详细选矿试验研究,开发了适合各个矿样矿石性质的选矿工艺流程,并取得了良好的选矿试验指标,为袁家村闪石型氧化矿低成本高效开发利用提供了思路。  相似文献   

7.
某褐铁矿强磁选-反浮选试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
根据某褐铁矿的矿石性质,采用一段磨矿、强磁选-反浮选工艺流程,对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm占60.0%,一次强磁粗选,强磁精矿再选,强磁尾矿再进行二次扫选,强磁精矿再选尾矿和强磁尾矿再选精矿合并进行反浮选,反浮选尾矿返回强磁尾矿再选的闭路工艺流程,可获得产率52.24%,品位54.04%,回收率67.03%的强磁精矿和产率47.76%,品位29.08%,回收率32.97%的最终尾矿。  相似文献   

8.
针对太钢袁家村铁矿的矿石性质及存在的选矿技术难点, 开展了选矿技术研究, 进行了工艺流程设计。在大量试验研究的基础上, 推荐采用一段破碎-半自磨-球磨-弱磁-强磁-再磨-阴离子反浮选流程处理袁家村铁矿, 该工艺流程短、无需脱泥, 选用耐泥、低温捕收剂CY, 低温条件下浮选可得到品位65%以上、回收率大于73%的铁精矿。  相似文献   

9.
范海宝  高丹校  王顺  李勇  张自旭 《矿冶》2023,32(6):52-58+108
刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿,使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石,其磁选精矿品位低,产率较大,磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益,对磁选精矿进行再磨再选处理,采用硫氢化钠作为硫化剂,黄药作为捕收剂,松醇油作为起泡剂,进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下,可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿,且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜,获得较好的经济效益。  相似文献   

10.
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   

11.
为了更好地解决含碳酸盐铁矿石磁选精矿的浮选问题,进行了添加分散剂的直接反浮选新工艺试验研究。研究结果表明,添加分散剂可以削弱碳酸铁对反浮选带来的不利影响,获得品位为66.26%、回收率为70.23%的铁精矿,流程结构较为简单。  相似文献   

12.
李贤  罗良飞 《矿冶工程》2019,39(6):57-61
对太钢袁家村铁矿2 200万吨/年选矿厂进行了流程考查。考查结果表明, 选矿厂基本达到了设计产能, 铁精矿品位65.10%, 但回收率略低于设计指标;半自磨与球磨指标基本达到设计指标, 原矿处理量931.54 t/h(干基), 但存在球磨、再磨与分级效率低, 溢流粒度组成不合理, 过磨严重等问题;磁选-0.020 mm粒级回收率低;浮选各粒级回收率普遍低于磁选;磨矿分级优化空间较大, 通过优化入选粒度组成可以提高各粒级的金属回收率。  相似文献   

13.
太钢袁家村难选铁矿石选矿工艺研究   总被引:1,自引:4,他引:1  
在工艺矿物学研究的基础上, 通过选矿多流程对比试验研究, 提出了适合太钢袁家村难选铁矿石的选矿工艺流程。采用粗粒湿式预选-两段阶磨-两段弱磁选-反浮选-浮尾再磨弱磁精返浮选流程可以得到精矿产率30.19%、TFe品位69.13%、回收率69.45%的指标。  相似文献   

14.
详细叙述了太钢集团袁家村铁矿选矿技术开发历程及2 200万吨/年选矿厂工艺流程和装备集成情况。通过流程考查发现了现生产中存在的问题,并提出了解决问题的建议方案。  相似文献   

15.
福建某超贫磁铁矿弱磁精反浮选提铁降硅试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
福建某微细粒嵌布的超贫磁铁矿弱磁选精矿铁品位为65.30%,SiO2含量高达8.52%,是影响精矿品质的主要因素。对弱磁选精矿试样进行了反浮选提铁降硅工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗1精3扫、中矿顺序返回的反浮选闭路流程处理该试样,最终获得了铁品位为68.97%、回收率为98.25%、含SiO2 3.35%的铁精矿,尾矿铁品位仅有16.39%、回收率仅有1.75%,试验取得了显著的提铁降硅效果。  相似文献   

16.
用旋流-静态微泡浮选柱反浮选磁选铁精矿   总被引:1,自引:0,他引:1  
用旋流-静态微泡浮选柱和浮选机对某铁矿选厂含铁42.00%的低品位混合磁选铁精矿进行了提高精矿品位的反浮选对比小型试验,结果表明,同样是1次粗选,浮选柱精矿品位达67%左右,比浮选机高约3个百分点,但尾矿品位也较高。为此,对浮选柱进行了增设脉动磁系和稳流管的改进。改进后的浮选柱不仅保持了精矿品位高的优势,而且尾矿品位大幅度降低,1次粗选可使精矿品位达到67.85%,回收率为79.22%,而浮选机需经过一粗一精一扫3次选别才能获得与此相近的指标。  相似文献   

17.
浅析袁家村铁矿开拓系统设计   总被引:1,自引:0,他引:1  
刘宏伟 《矿业工程》2011,9(6):16-17
介绍了袁家村铁矿矿、岩开拓系统的布置概况,并对其进行了详细的分析.生产实践表明,该系统对矿山的生产能力及经济效益均有较大幅度的提高.  相似文献   

18.
高磷铁矿石氯化离析-弱磁选新工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
肖军辉  张昱 《金属矿山》2010,39(12):37-41
云南某铁矿石铁矿物主要为赤褐铁矿和菱铁矿,同时含磷较高,为1.13%。采用氯化离析-弱磁选新工艺对该矿石进行提铁降磷研究,通过大量试验,得出的适宜工艺条件为还原剂焦炭用量10%,氯化剂L4用量15%,离析温度1 000 ℃,离析时间45 min,磨矿细度-0.074 mm占85.38%,弱磁选磁感应强度0.16 T。在此条件下,可使铁精矿铁品位和铁回收率分别达到75.33%~76.44%和83.63%~85.66%,磷含量降到0.215%~0.218%。  相似文献   

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