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针对某铁矿石铁含量较低、铁矿物嵌布粒度较细的特点,进行了磨矿-1粗1精弱磁选-细筛筛分-筛下弱磁选-筛上返回再磨、磨矿-1粗1精弱磁选-精矿再磨机单独磨矿-弱磁精选-细筛筛分-筛下弱磁选-筛上返回再磨机再磨、磨矿-1粗1精弱磁选-细筛筛分-筛上单独再磨-返回细筛筛分-筛下弱磁选3种流程的磨选工艺条件试验,并对细筛工艺进行了优化。试验结果表明:采用磨矿-1粗1精弱磁选-细筛筛分-筛上单独再磨-返回细筛筛分-筛下弱磁选流程处理此矿石,可获得铁品位为68.64%、回收率为85.02%的合格铁精矿。 相似文献
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某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。 相似文献
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黔中某地高岭土提纯试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
以某高岭土矿为研究对象,采用捣浆-筛分-筛上物再磨强磁选-筛下物强磁选漂白工艺,进行提纯试验研究。结果表明,用0.045 mm筛子对捣浆所得矿浆进行筛分,分别获得产率为54.69%、45.31%的筛上物和筛下物;筛上物经再磨,在-0.045 mm粒级含量为45.17%、磁感应强度为1.4T的条件下进行强磁选,获得TC-0优级陶瓷工业用高岭土精矿;筛下物经强磁选,强磁选高岭土粗精矿在保险粉用量1.5%、草酸用量1.5%、漂白时间2h的条件下漂白,获得TC-2二级陶瓷工业用高岭土精矿。 相似文献
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某金矿浮选工艺流程试验研究 总被引:2,自引:1,他引:1
根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。 相似文献
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某铜钼矿选矿试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
在分析了原矿化学多元素、磨矿粒度特征、矿石的物质组成及其特点的基础上,进行了磨矿、捕收剂用量、粗精矿再磨细度、铜钼分离抑制剂用量、开路和闭路试验研究,提出某铜钼混合浮选-粗精矿再磨-铜钼再分离精选流程,并取得了较好的指标。 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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为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明:①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块(-75 mm)中磁干抛-粉矿(-12 mm)弱磁干式预选-一段磨矿(-200目55%)-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿(-200目95%)-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。 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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甘肃某微细粒嵌布的贫磁铁矿石因最终磨矿产品粒度极细,常规弱磁选指标较差。为改善选别效果、提高分选指标,对弱磁精选前的分散—选择性絮凝条件进行了研究,并借助激光粒度分析仪对分散—絮凝效果进行了测定。结果表明:矿石在磨矿1细度为-74μm占90.43%、磨矿2细度为-30μm占93.45%、弱磁精选1分散剂六偏磷酸钠用量为500 g/t,絮凝剂CMS用量为750 g/t,矿浆p H=11情况下,采用磨矿1—弱磁粗选—磨矿2—2次弱磁精选流程处理,最终获得铁品位为62.82%、铁回收率为79.12%的铁精矿,该精矿比常规弱磁精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.28和5.08个百分点。分散—絮凝机理分析表明:在分散状态下,磁铁矿表面电荷负值较石英小,阴离子型絮凝剂CMS可通过氢键作用选择性吸附磁铁矿颗粒,显著增大磁铁矿微细颗粒的粒径,从而改善磁选效果、提高选矿指标。 相似文献
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云南某铁矿石为混合型铁矿石,由于铁矿物嵌布粒度微细而难以采用常规选矿方法有效选别。为此,对该矿石进行了煤基直接还原-弱磁选试验,结果表明,将原矿与作为还原剂的云南某褐煤和作为助熔剂的CaO按100∶20∶10的质量比混合,在1 200 ℃的温度下直接还原焙烧50 min,焙烧矿在一段和二段磨矿细度分别为-325目占81.34%和-325目占92.41%、一段和二段弱磁选场强分别为187.10和143.31 kA/m的条件下进行两段磨矿-弱磁选,可获得铁品位为91.20%、铁回收率为87.05%的直接还原铁精矿,从而为该难选铁矿石的开发利用提供了技术支持。 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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青海某微细粒嵌布磁铁矿选矿试验研究 总被引:3,自引:1,他引:2
为开发利用青海某微细粒嵌布磁铁矿,对其进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用单一磁选工艺,即使将矿石细磨至-500目95%,也不能使精矿铁品位达到60%以上。而采用磁选-反浮选联合工艺,在最终磨矿细度为-400目80%时,可获得精矿品位为60.11%,铁回收率为60.20%的选别指标;在最终磨矿细度为-400目95%时,可获得精矿铁品位为67.42%,铁回收率为56.92%的选别指标。 相似文献