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河北某铁矿石铁品位为34.52%,主要杂质Si O2含量为43.78%,Al2O3、Mg O含量分别为2.18%、1.62%,矿石中的铁主要赋存在磁铁矿中,占总铁的92.87%,另有少量的铁赋存于硅酸铁、氧化铁和碳酸铁中。为确定该矿石生产超级铁精矿的工艺流程,进行了选矿试验。结果表明,矿石在一段磨矿细度为-0.074 mm占50%的情况下经1次弱磁粗选1次磁选柱精选,磁选柱精选精矿二段磨矿至-0.038 mm占95%的情况下经1次弱磁精选1次反浮选(捕收剂YS-3用量为100 g/t)流程处理,最终获得铁品位为71.62%、铁回收率为73.47%、Si O2含量为0.19%、酸不溶物含量为0.24%的低杂质合格超级铁精矿,以及铁品位70.07%、铁回收率为18.92%的普通铁精矿。 相似文献
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某磁铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选流程生产的磁铁精矿全铁品位为65.47%,SiO_2含量为6.52%。为了使铁精矿的SiO_2含量降到4%以下,以磁铁精矿为研究对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉和阳离子捕收剂Ge-609对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm 90%后进行1粗1精弱磁选,最终可获得铁品位为69.18%、铁回收率为97.67%、SiO_2含量为3.15%的铁精矿,实现了提铁降硅。 相似文献
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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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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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针对某地TFe=66. 81%、Si O2=5. 92%的普通铁精粉进行了超纯铁精矿提纯试验研究,原料经过弱磁抛尾、阶段磨矿和阶段磁选提纯后,获得了TFe=70. 91%、Si O2=0. 73%、盐酸不溶物为0. 89%的磁选精矿。磁选精矿经反浮选深度提纯,获得TFe=71. 78%、Si O2=0. 21%、盐酸不溶物为0. 24%的超纯铁精矿;同时,获得产率41. 07%,TFe为69. 75%的普通铁精矿。试验证明,普通铁精粉抛尾-磁选-反浮选的总回收率高,综合经济效益显著。 相似文献
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齐大山鞍山式氧化铁矿石铁品位为28.09%,铁主要以赤铁矿、磁铁矿和褐铁矿的形式存在。原采用阶段磨矿—1段强磁选—螺旋溜槽重选—2段强磁选—反浮选流程选别,铁精矿回收率为75.30%,铁损失较大。为提高铁回收率,对磁选精矿采用SLon离心选矿机代替反浮选进行流程改造试验。结果表明,其他流程不变,磁选精矿经离心选矿机1粗1精选别,粗选尾矿+0.037 mm粒级由离心选矿机1次扫选,-0.037 mm粒级由摇床1次扫选,最终全流程闭路试验可获得铁精矿品位67.57%,铁回收率84.73%,尾矿含铁6.62%的良好指标。与现在生产流程相比,铁精矿回收率提高了9.43个百分点,产率增加约12个百分点,选矿成本大幅降低,经济效益可观,试验结果可作为选厂工业生产流程改造的参考依据。 相似文献
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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
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安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。 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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辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明:矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。 相似文献
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《现代矿业》2017,(2)
河北某磁铁矿铁品位35.61%,有害元素硫、磷含量较低,98.93%的铁以磁性铁的形式存在。为实现该磁铁矿的高附加值应用,以其为原料,进行制备超纯铁精矿试验。结果表明,原矿经一段磨矿(-0.074 mm 63.22%)—两次弱磁选(磁场强度40,40 k A/m)—二段磨矿(-0.043mm 83.12%)—弱磁选(磁场强度20 k A/m)—2次弱磁精选(磁场强度10,4 k A/m)选别,可获得产率40.39%、铁品位71.60%、回收率81.22%的超纯铁精矿和产率6.21%、铁品位68.37%、回收率11.93%的普通铁精矿,实现了超纯铁精矿的制备,提高了该磁铁矿的附加值。 相似文献
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为将马钢张庄铁矿现场铁品位为65.52%的铁精矿中的SiO_2含量降低至4%,进行了张庄铁矿石的提铁降硅选矿试验。试验通过采用粗粒预选—一段磨矿—1次弱磁选—二段磨矿—1粗1精弱磁选—三段磨矿—1粗1精弱磁选工艺流程,可获得铁精矿产率37.35%、全铁品位68.97%、含SiO_2 3.70%的良好指标,可为现场技术改造提供参考。另将三段磨矿细度放细到-0.030 mm 90%的条件下,进行了用弱磁精矿生产超纯铁精矿的探索试验,采用反浮选工艺脱硅,最低可获得SiO_2含量0.26%、全铁品位为71.58%的高纯铁精矿。 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