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相似文献
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1.
蔡新伟  葛英勇  瞿军 《金属矿山》2015,44(11):66-69
为了确定重庆某高度氧化的菱铁矿资源的开发利用方案,采用磁化焙烧—磨矿—弱磁选工艺进行了选矿试验。结果表明:在磁化焙烧温度为800℃、焙烧时间为50 min、配碳量为10%、磁化焙烧产物的磨矿细度为-200目占88%、弱磁选磁场强度为119.43 k A/m的情况下,可获得铁品位为58.94%、铁回收率为76.38%的弱磁选精矿;弱磁选精矿中Al2O3、Mg O、Mn O的含量较高,是仅次于Si O2的影响精矿铁品位的因素,这些杂质有待后续反浮选试验脱除。  相似文献   

2.
唐雪峰  李家林 《金属矿山》2012,41(8):52-55,60
针对某赤铁矿石中褐锰矿含量较高的特点,通过磁化焙烧将赤铁矿还原为磁铁矿,然后采用弱磁选将铁与锰及脉石分离,并对弱磁选尾矿进行强磁选富集回收锰矿物,取得了铁精矿产率为71.32%、铁品位为64.18%、铁回收率为94.79%,锰精矿产率为13.78%、锰品位为27.98%、锰回收率为79.45%的试验指标,使铁和锰得到了较好的综合回收。  相似文献   

3.
某低品位复杂难选铁矿,铁主要以褐铁矿形式存在,褐铁矿与脉石矿物紧密共生,导致强磁选精矿铁品位偏低,难以获得合格铁精矿。通过试验发现,采用高梯度强磁选预富集—流态化磁化焙烧—弱磁选工艺可以高效利用该褐铁矿,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气氛和气量,以及焙烧产品磨矿细度、磁感应强度等参数对强磁精矿磁化焙烧指标的影响。同时,详细分析了焙烧前后试样中铁物相及嵌布特征的变化情况。结果表明,针对铁品位36.58%、粒度为-0.074 mm占83.73%的强磁精矿,在焙烧温度500℃、焙烧时间15 min、还原气体CO浓度20%、总气量600 mL/min,焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占90%、磁场强度0.15 T的试验条件下,采用流态化磁化焙烧—弱磁选工艺,最终获得了产率59.01%、铁品位58.69%和铁回收率85.89%的铁精矿。研究结果为该类难选铁矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。  相似文献   

4.
广西某低品位锰矿泥化严重,锰以硬锰矿为主,铁以褐铁矿为主,由于二者密度及比磁化系数相近,锰铁难以分离。根据矿石性质特点,试验采用洗矿—焙烧—磁选联合流程,解决了泥化严重、杂质元素对锰精矿质量影响的问题,较好地实现了锰铁分离。全流程试验可获得铁精矿品位锰3.42%、铁59.41%、铁回收率72.98%,锰精矿品位锰36.78%、铁5.56%、锰回收率79.68%。试验指标良好,锰铁分离成功。  相似文献   

5.
为开发利用某钒钛磁铁矿资源,通过采集具有代表性的矿样,在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明:当磨矿细度为-0.074 mm 51.35%时,采用湿式弱磁筒式磁选机进行1粗1精磁选流程试验,可获得产率为24.15%,铁品位为68.73%,铁回收率为36.02%的铁精矿,实现了钛磁铁矿的有效富集和回收;针对选铁尾矿采用单一强磁、脱泥—磁化焙烧—弱磁—强磁、强磁—直接还原—弱磁工艺很难获得TiO_2含量大于47%的钛铁精矿,要实现钒钛磁铁矿资源的综合利用,仍需要先进的冶炼工艺的研发。  相似文献   

6.
某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。  相似文献   

7.
酒钢选厂强磁选工艺产生的铁尾矿品位较高,约为21.50%。尾矿大量堆存不仅占用土地、污染环境,还浪费了大量铁资源。为了研究利用悬浮磁化焙烧技术处理该类尾矿的可行性,缓解酒钢原料不足的矛 盾,对该尾矿进行了预富集—悬浮磁化焙烧—磁选—反浮选扩大试验研究。试验结果表明:①酒钢尾矿经一段弱磁—两段强磁预富集工艺分选,获得了铁品位26.01%、回收率82.71%的预富集精矿,预富集精矿中含铁 矿物主要为赤铁矿、磁铁矿和菱铁矿,脉石矿物主要为石英、白云石和重晶石。②预富集精矿在还原温度530 ℃、CO流量2.0 m3/h、N2流量3.0 m3/h、处理量99 kg/h的适宜悬浮焙烧工艺参数下,稳定试验连续运行了 48 h,取得了磁选管磁选铁精矿平均铁品位51.41%、铁回收率72.39%的技术指标。③酒钢总尾矿采用预富集—悬浮焙烧—磁选—反浮选全流程处理,最终可获得铁品位58.67%、铁回收率57.82%、SiO2含量6.48%的铁精 矿,综合尾矿铁品位12.00%,指标良好。该试验结果为酒钢下一步对该类尾矿资源的回收利用提供了技术依据。  相似文献   

8.
针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。  相似文献   

9.
酒钢选矿厂-15 mm粉矿采用连续磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为46.60%、铁回收率为65.70%的铁精矿,该指标远低于现场+15 mm块矿竖炉磁化焙烧—再选工艺的铁精矿指标。为确定-15 mm粉矿的合理处理工艺,以破碎—压球—竖炉还原焙烧—弱磁选工艺为参照,进行了-15 mm粉矿磨矿—强磁预选抛尾—压球—焙烧—弱磁选工艺试验。结果表明:(1)添加黏结剂的强磁预选精矿冷压球强度满足竖炉磁化焙烧要求。(2)冷压球在与+15 mm块状矿石共炉焙烧的半工业试验中,获得了铁品位为55.48%、铁回收率82.67%的精矿。(3)冷压球在单独竖炉焙烧的工业试验中,获得了铁品位为53.43%、铁回收率78.38%的精矿,与现场采用连续磨矿—强磁选工艺获得的指标相比,铁品位和铁回收率分别提高了6.83个百分点和12.68个百分点。在完成竖炉内部结构、排矿方式、焙烧工艺制度、黏结剂优化后,生产指标有望进一步提升,具有广泛的工业化前景。  相似文献   

10.
云南某尾矿含铁13.88%,主要以菱铁矿的形式存在,具有回收利用价值。采用“强磁选—流态化磁化焙烧—弱磁选”工艺回收铁,考察了矿样焙烧前后铁物相的转变。结果表明,强磁选可以获得产率21.60%、铁品位27.18%、铁作业回收率40.19%的铁粗精矿;铁粗精矿采用550℃预氧化7.5 min并在温度450℃、还原势R=0.6条件下还原磁化焙烧7.5 min,能保持还原产物中Fe3O4的稳定性,无Fe O生成,保证了铁氧化物的高磁性转化率和强适应性,获得产率90.84%、铁品位30.02%的焙砂;焙砂经弱磁选可获得产率35.29%、铁品位60.51%、作业铁回收率71.13%的磁铁精矿。研究成果为尾矿资源综合利用及难处理铁矿资源高效利用提供了有益参考。  相似文献   

11.
对云南某褐铁矿进行了强磁-阳离子反浮选和焙烧-弱磁选两种工艺的详细对比试验研究, 结果表明, 采用强磁-阳离子反浮选工艺可以获得TFe品位50.97%、回收率68.50%的铁精矿; 而采用焙烧-弱磁选工艺可以得到精矿TFe品位60.36%、回收率89.71%的良好技术指标, 尾矿TFe品位仅为4.42%。磁化焙烧-弱磁选工艺是选别该类型褐铁矿的有效方法。  相似文献   

12.
以碳作为还原剂,对某镜铁矿0~15 mm粒级粉矿进行了回转窑磁化焙烧-磁选试验研究。结果表明,还原剂与镜铁矿配比为2.5%,在焙烧温度820 ℃、焙烧时间30 min条件下经回转窑磁化焙烧,焙烧矿磨至-0.048 mm粒级占80%,在磁场强度120 kA/m条件下弱磁选获得铁精矿,其中给矿粒级0~0.5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.27%、平均铁回收率83.24%; 0.5~1.0 mm粒级所得弱磁选精矿平均全铁品位57.55%、平均铁回收率82.92%; 给矿粒级1~5 mm所得弱磁选精矿平均全铁品位57.58%、平均铁回收率89.31%,给矿粒级5~15 mm所得弱磁选精矿全铁品位58.36%、铁回收率84.40%; 全粒级弱磁选精矿平均全铁品位57.70%、平均回收率84.97%。  相似文献   

13.
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   

14.
简述了悬浮磁化焙烧技术的形成历程,分析了预富集-悬浮磁化焙烧-磁选工艺(PRSM)选别复杂难选铁矿的技术优点。铁品位31.63%的东鞍山贫赤铁矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁品位为66.55%、回收率为77.01%的优质铁精矿;铁品位10.60%的鞍钢东部尾矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁精矿铁品位65.69%、回收率55.33%的技术指标;酒钢粉矿采用悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得精矿铁品位60.30%、回收率79.49%的技术指标。东鞍山贫赤铁矿、鞍钢东部尾矿和酒钢粉矿经悬浮磁化焙烧扩大连续试验处理均取得了良好的选别指标,且设备运行稳定。PRSM技术为我国复杂难选铁矿选矿技术的重大突破。  相似文献   

15.
针对某铁品位为30.16%低品位褐铁矿,采用制粒—气基磁化焙烧—磁选工艺进行了试验研究。结果表明,对小球粒度为5~2 mm,混合气体CO、CO2、N2体积比为1∶2∶2,磁化焙烧料层厚度200 mm,焙烧温度为725℃,保温时间为10 min的磁化焙烧产品进行磨选试验,在磨矿细度为-0.074 mm占85%、弱磁选磁场强度为100 kA/m情况下,可以获得铁品位为59.78%、铁回收率达86.19%的弱磁精矿。  相似文献   

16.
叶军建  张覃  周颖  姜毛  李先海 《金属矿山》2011,40(12):145-147
为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的:原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO2含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO2含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。  相似文献   

17.
通过磁化焙烧—磁选、还原焙烧—磁选试验,研究了含锰褐铁矿中锰在工艺过程中的走向;采用化学分析、XRD、SEM、光片等手段,研究了焙砂中锰的赋存状态和嵌布特征。试验结果表明:原矿经过磁化焙烧—弱磁选后,得到的铁精矿中,锰含量较高,在6%以上,铁锰分离效果较差;原矿经过直接还原焙烧—弱磁选后,得到的铁精矿中,锰品位较低,基本上低于3%,实现了铁锰的有效分离。磁化焙烧焙砂中,锰主要以方铁锰矿的形式分布在磁铁矿与脉石矿物的集合体中,嵌布粒度细;直接还原焙砂中,锰主要以尖晶石的形式分布在非铁相中,易与通过磁选实现铁与锰的分离。  相似文献   

18.
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   

19.
西北某难选铁矿石中主要铁矿物为磁铁矿和镜铁矿,其中磁铁矿与镜铁矿、镜铁矿与石英嵌布关系密切。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究,结果表明,采用磨矿-1粗1精弱磁选-强磁粗选-强磁粗精矿再磨-强磁精选流程处理,可以获得铁品位为66.39%、回收率为40.94%的弱磁精矿和铁品位为63.41%、回收率为37.27%的强磁精矿,综合精矿铁品位为64.95%、回收率为78.21%。  相似文献   

20.
赞比亚某高铁锰矿中有用矿物为赤铁矿和各种锰矿物,铁品位为44.71%,锰品位为17.86%。为制定合适的选别工艺流程,通过光学显微镜、化学分析、X射线衍射等手段,对该矿石的化学成分、矿物组成及嵌布特征等方面进行的研究。研究结果表明:该矿石中主要的铁矿物为赤铁矿,含量为61.53%;主要的锰矿物为软锰矿、褐锰矿和硬锰矿,含量分别为18.62%,4.82%和4.66%。最后针对该矿石进行了预富集—磁化焙烧—磁选实验,最终获得铁精矿铁品位平均值为67.97%;铁作业回收率平均值为94.67%。锰精矿锰品位平均值为49.85%;锰作业回收率平均值为88.24%。该研究结果对该矿石的分选工艺流程的制定具有一定的指导意义,同时也能为同类矿石提供借鉴。   相似文献   

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