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铁品位为26.06%的铜硫浮选尾矿中残存有少量难浮磁黄铁矿,弱磁选回收其中的磁铁矿时,该部分磁黄铁矿因磁性较强而进入铁精矿中,导致铁精矿硫含量严重超标。为了获得合格铁精矿,对铜硫浮选尾矿弱磁选铁精矿进行了反浮选脱硫试验研究。结果表明,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理铁品位为63.14%、硫含量达2.05%弱磁选精矿,最终获得了铁品位为64.53%、含硫0.28%、铁回收率为47.09%的合格铁精矿。弱磁选铁精矿反浮选脱硫效果良好,可作为现场改造的依据。 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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澳大利亚某含硫铁铜矿的选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
针对澳大利亚某含硫铁铜矿样, 采用先浮选硫化矿物、后磁选铁矿物的原则工艺, 可在有效降低铁精矿中硫含量的同时综合回收矿石中的铜、硫。在原矿磨至-0.074 mm粒级占70%后铜硫混选, 粗精矿再磨至-0.074 mm粒级占95%后铜硫分离, 铜硫混选尾矿再弱磁选的闭路试验中, 可以获得铜精矿品位19.93%、铜回收率80.35%, 硫精矿品位32.75%、硫回收率41.13%, 铁精矿铁品位71.45%、铁回收率89.44%(铁精矿含硫0.34%)。 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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对某矿山代表性矿样进行了矿石性质及选矿工艺试验研究, 进行了单一磁选、焙烧-磁选、磁选-反浮选、焙烧-磁选-反浮选等方案对比。结果表明, 焙烧-磁选-反浮选能获得合格铁精矿, 在最终磨矿细度-0.037 mm粒级占75%时, 对品位32.50%的原矿经过三段磁选、三段浮选, 可获得精矿铁品位59.94%、铁回收率72.84%、尾矿品位16.13%的选别指标, 精矿中主要杂质SiO2含量8.47%。 相似文献
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某含铜高硫磁铁矿石选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
针对某磁铁矿石中含铜且磁黄铁矿含量高的特点,采用弱磁选-弱磁选精矿反浮选脱硫-弱磁选尾矿浮铜工艺进行选矿试验,获得了铁品位为66.85%,铁回收率为67.82%,硫含量仅0.20%的铁精矿和铜品位为23.40%,铜回收率为64.06%的铜精矿以及硫品位为23.05%的附加产品硫精矿,实现了铁、铜、硫的综合回收。草酸对磁黄铁矿的选择性活化作用和新型捕收剂CYS对磁黄铁矿的强捕收能力是磁铁矿与磁黄铁矿得以高效分离的关键。 相似文献
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安徽某铁矿石中主要铁矿物为磁铁矿,采用阶段磨矿阶段弱磁选可选别出品位65.25%、回收率80.33%的铁精矿;选铁尾矿先混合浮选再分离得到品位15.04%、回收率72.51%的铜精矿和品位47.4%、回收率83.93%的硫精矿,实现了资源的充分利用。 相似文献
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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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针对攀西某低品位尾矿进行了资源化利用技术研究。结果表明,针对含铜0.039%、含钴0.005 2%的尾矿矿样,采用“铜钴混合浮选-铜钴分离”工艺,可获得Cu品位13.38%、回收率21.19%的铜精矿和Co品位0.32%、回收率17.20%的硫钴精矿;对混合浮选后的尾矿采用“弱磁选-强磁选-重选”联合工艺,可获得TFe品位60.99%、回收率7.12%的铁精矿和K2O品位8.67%、回收率30.68%的云母精矿;对选云母后的尾矿开展多功能矿物硅肥制备研究,可获得有效硅(以SiO2计)含量38.75%的多功能矿物硅肥。该技术可实现攀西某铜矿尾矿减量56%以上。 相似文献
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为在湖南某萤石尾矿中分选出高纯度石英精矿,本研究脱除杂质以提纯石英为原则,综合考察了磁选、反浮选以及预先脱泥的试验条件。结果表明,未预先脱泥条件下,流程采用磁选脱铁—反浮选脱硫—反浮选脱氟—反浮选脱云母,可以得到SiO2品位98.66%、回收率66.07%的石英精矿。在此基础上预先脱除15.44%矿泥后,可以得到SiO2品位99.11%、回收率58.16%的石英精矿。利用萤石尾矿回收高纯度石英的工艺流程能够显著降低尾矿堆存量,同时具有较强的经济效益。 相似文献