共查询到20条相似文献,搜索用时 671 毫秒
1.
鞍千磁铁矿石铁品位为29.25%,铁主要以磁铁矿的形式存在,磁铁矿中铁的分布率为79.02%,主要脉石矿物为石英。为高效开发利用该低品位铁矿石,强化磁选分选效率,进行短流程工艺优化试验。采用
了化学多元素分析、铁物相检测和XRD分析等手段对矿石性质进行分析,并在此基础上进行了新型流程设计,针对-1 mm、-2 mm、-3 mm、-4 mm 4种粒级高压辊磨破碎产物进行了一段弱磁预选试验、弱磁预选精矿再磨
再选试验和弱磁预选尾矿强磁再选探索试验。结果表明:①物料破碎粒度越细,弱磁预选精矿品位和回收率越高,由于高压辊磨设备处理细粒级物料效果较差,确定-3 mm为最佳破碎粒度,此时精矿铁品位为38.03%、
铁回收率为88.12%;②预选精矿再磨试验中,增加再磨细度,弱磁精选精矿的铁品位不断上升,铁作业回收率则不断下降,最佳磨矿细度为-0.038 mm占94.30%,此时铁的总回收率为81.99%;③强磁探索试验中,随着
磁场强度的增加,4个粒级的强磁精矿铁品位逐渐下降,铁作业回收率逐渐提高后趋于平稳,尾矿抛尾产率逐渐减少;④选取-3 mm弱磁尾矿,在背景磁感应强度为1.0 T、给矿速度1.3 kg/min、给矿水流量6.5 L/min
、转环转速2.0 r/min、脉动200 次/min的条件下,最终可获得铁品位为16.54%、铁作业回收率为80.93%的强磁精矿,其回收价值不高,故舍弃强磁流程。最终确定了“高压辊碎磨—弱磁预选—细磨—弱磁精选”工艺
流程替代原有的“阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁选—阴离子反浮选”复杂长流程。试验完成了对鞍千矿业公司原有流程的优化,对鞍千矿业及鞍山地区磁铁矿选矿工艺指标改善具有参考意义。 相似文献
2.
为解决鞍千矿业有限责任公司现行阶段磨矿—粗细分级—重磁浮联合分选工艺中重选精矿品位低、波
动大,浮选尾矿品位高、选别工艺流程长等难题,以鞍千现场半自磨粗粒湿式强磁预选精矿为研究对象,开展搅拌磨
矿—弱磁—强磁—反浮选短流程工艺优化试验研究,以期实现鞍千铁矿石的高效开发与利用。 结果表明,鞍千现场
半自磨—粗粒湿式强磁预选精矿在搅拌磨磨矿细度-0. 038 mm 占 80%条件下,经磁场强度 79. 58 kA / m 弱磁选,弱磁
尾矿经背景磁感应强度 700 mT 强磁选,强磁精矿以淀粉为抑制剂、CaO 为调整剂、TD-Ⅱ为捕收剂经 1 粗 1 精 3 扫反
浮选,反浮选精矿与弱磁选精矿合并为综合精矿,综合精矿铁品位为 68. 04%、回收率为 91. 78%,综合尾矿铁品位
8. 62%。 搅拌磨矿—弱磁—强磁—反浮选短流程充分利用铁矿磁性差异进行分选,实现了鞍千铁矿石的分质分选和
脉石的梯级抛除,对于鞍山式赤铁矿石经济高效开发利用具有重要的指导意义。 相似文献
3.
4.
采用高压辊磨—粗粒湿式磁选抛尾—阶段磨矿、阶段弱磁工艺流程对钟山磁铁矿进行了选别试验。结果表明,高压辊磨产品(-3 mm)经湿式预选后可提前抛出产率50.05%、全铁品位8.33%的尾矿,入磨矿石铁品位由23.67%提高到39.18%,为降低企业生产成本提供了技术支撑;预选精矿经阶段磨矿、阶段弱磁选可获得铁品位65.13%、铁回收率61.48%、磁性铁回收率98.65%的最终铁精矿产品。 相似文献
5.
钟山铁矿选矿工艺研究 总被引:1,自引:0,他引:1
采用高压辊磨—粗粒湿式磁选抛尾—阶段磨矿、阶段弱磁工艺流程对钟山磁铁矿进行了选别试验。结果表明,高压辊磨产品(-3 mm)经湿式预选后可提前抛出产率50.05%、全铁品位8.33%的尾矿,入磨矿石铁品位由23.67%提高到39.18%,为降低企业生产成本提供了技术支撑;预选精矿经阶段磨矿、阶段弱磁选可获得铁品位65.13%、铁回收率61.48%、磁性铁回收率98.65%的最终铁精矿产品。 相似文献
6.
7.
《现代矿业》2018,(12)
湖南某低品位铁矿石TFe品位24. 10%,磁性铁占总铁的34. 56%。铁主要以磁铁矿和赤(褐)铁矿的形式存在,硫、磷含量较低。为实现"能抛早抛",对矿石块矿干选抛尾精矿进行高压辊磨—预选抛尾试验。结果表明,相比高压辊磨开路流程,闭路流程辊磨产品-1 mm粒级含量高31. 34个百分点,达63. 59%,粒度更细;闭路辊磨产品中磁粗选—强磁扫选粗粒湿式预选抛尾可获得产率82. 71%、TFe品位27. 28%、回收率93. 56%的预选精矿,抛除产率17. 29%、TFe品位8. 98%、回收率6. 44%的合格尾矿,抛尾效果明显,可有效降低后续磨选流程负荷和选矿成本。 相似文献
8.
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
9.
针对包钢集团选矿厂反浮尾矿系统铁品位、回收率低的问题, 开展了搅拌磨细磨强化解离试验研究。进行了磁场强度、磨矿粒度等条件试验及反浮尾矿弱磁预选-搅拌磨细磨-弱磁选流程试验, 并对细磨前后矿样进行了粒度分布和解离度检测分析。结果表明, 立式搅拌磨细磨能有效提高铁矿物解离度, 提高矿物的分选指标: 在磨矿粒度为-0.037 mm粒级占94.5%时, 磁铁矿单体解度离度由细磨前的59.6%提高至86.2%, 获得铁精矿品位66.18%、回收率63.18%、精矿产率30.81%的技术指标。 相似文献
10.
某贫磁-赤混合铁矿石铁品位低,目前原矿破碎后直接入磨选,采用阶段磨矿—弱磁—强磁—阴离子反浮选工艺流程,生产成本居高不下。为降低磨矿能耗,在实验室进行了破碎产品(-12 mm)筒式中磁—辊式强磁干式预选试验、破碎产品(-12 mm)湿式外磁内筒式磁选机预选试验、超细碎产品(-3 mm)—粗粒湿式中磁—脉动高梯度强磁预选工艺对比试验。结果表明:采用超细碎—粗粒湿式中磁—脉动高梯度强磁预选工艺选别指标最好,在超细碎产品粒度-3 mm、中磁选磁场强度318 kA/m、强磁选磁场强度955 kA/m的条件下,可抛除产率25.19%、铁品位6.46%、铁损失率仅5.42%的合格尾矿,预选精矿铁品位较原矿提高了7.93个百分点,为37.92%,预选抛尾效果十分显著,可为赤铁矿石或混合铁矿石的预选工艺提供有益借鉴。 相似文献
11.
云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明:①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1~0.01 mm,80%以上分布在0.45~0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。 相似文献
12.
浙江某银多金属矿石银、铜、铅、锌含量分别为153 g/t、0.29%、0.83%、1.41%,铜、铅、锌主要以硫化物形式存在,主要有用矿物黄铜矿、方铅矿、闪锌矿之间以及与毒砂之间连生紧密,嵌布粒度粗细不均且形状不规则。为高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm占91.4%的情况下,采用1粗4精1扫铜铅混浮、铜铅混合精矿1粗2精2扫抑铅浮铜、混浮尾矿1粗4精2扫、中矿顺序返回流程处理,可取得铜品位为22.47%、银品位为1 373 g/t、铜回收率为69.08%、银回收率为8.02%的铜精矿,铅品位为40.63%、银品位为6 585 g/t、铅回收率为81.14%、银回收率为71.64%的铅精矿,锌品位为41.72%、银品位为197 g/t、锌回收率为79.85%、银回收率为3.48%的锌精矿。试验闭路流程是该矿石高效开发利用流程。 相似文献
13.
云南某铜铅锌多金属硫化矿铜品位0.45%、铅品位3.18%、锌品位4.21%,含银30.10 g/t,有用矿物以黄铜矿、闪锌矿、方铅矿等为主。黄铜矿与闪锌矿相互交代连生或混染包裹,铜、锌矿物粒度粗细不均。85.11%的铜以原生硫化铜的形式存在,铅、锌也均主要赋存于硫化矿中。浮选试验结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 80%的条件下,以CaO+Na2S+Na2SO3+ZnSO4作调整剂、异丙基黄药作捕收剂、730A作起泡剂,1粗3精2扫铜铅混合闭路浮选可获得产率650%,铜品位5,20%、铅品位43.64%,铜回收率75.11% 、铅回收率93.00%的铜铅混合精矿;铜铅混合尾矿以CuSO4作活化剂、丁基黄药作捕收剂经1粗2精2扫闭路流程选锌可获得产率7.60%、品位46.94%、回收率85.76%的锌精矿;铜铅混合精矿经1粗1精分离浮选可获得品位42.23%、回收率8638%的铅精矿和品位27.65%、回收率61.88%的铜精矿;铜、铅、锌精矿指标均达到相应的产品质量标准,并综合回收了银。试验结果可为该矿石的开发利用提供技术参考。 相似文献
14.
为获得高品质的银铅精矿,对某高硫银铅锌多金属矿石分别进行异步浮选—粗精矿全部再磨浮选、异步快速浮选—中矿集中再磨浮选和分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选试验。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 70%的情况下,分段分速异步浮选—粗精矿部分再磨浮选优于其余两种工艺,浮选流程获得的银铅精矿银品位621 g/t、银回收率54.18%,铜品位0.84%、铜回收率34.62%,铅品位62.78%、铅回收率89.42%,锌品位6.45%、锌回收率5.83%。 相似文献
15.
大宝山难选铜硫矿石选矿新工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
广东大宝山铜硫矿石铜品位低,主要金属矿物黄铜矿与黄铁矿、磁黄铁矿等嵌布关系复杂,磁黄铁矿可浮性与黄铜矿相近,采用单一浮选工艺处理该矿石难以获得较好的铜硫分离指标。为探索该难选铜硫矿石铜硫高效分选工艺,在对其进行工艺矿物学分析基础上进行了选矿新工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占80.10%,经1粗3扫铜浮选,粗选精矿再磨至-0.074 mm占90%经磁选脱除磁黄铁矿,非磁性产品经3次铜精选,可以获得铜品位为18.57%、回收率为80.26%的合格铜精矿,浮铜扫选尾矿经1粗1扫硫浮选,与磁性产品合并后可以获得硫品位为45.35%、回收率为87.12%的硫精矿,铜硫得到有效分离。 相似文献
16.
国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。 相似文献
17.
国外某沉积岩型硫氧混合铜矿石铜品位为2.96%,为确定该矿石的合理开发利用工艺,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿试验研究。结果表明:①矿石中的主要铜矿物有辉铜矿、赤铜矿、孔雀石、硅孔雀石,主要脉石矿物有石英、方解石、白云石;辉铜矿、赤铜矿的嵌布粒度一般在0.02~0.30 mm,孔雀石、硅孔雀石的嵌布粒度主要为0.02~1.20 mm;硫化铜占总铜的60.14%,氧化铜占39.86%。②原矿在磨矿细度为-0.074 mm占73.60%的情况下,先以丁基黄药+乙基黄药为组合捕收剂采用2粗2精1扫流程浮选硫化铜矿物,再以硫化钠为硫化剂、丁基黄药+烷基羟肟酸为捕收剂采用1粗3精2扫流程浮选氧化铜矿物,获得了Cu品位为46.92%、回收率为71.57%的硫化铜精矿和Cu品位为29.23%、回收率为16.08%的氧化铜精矿,总精矿Cu品位为42.17%、回收率为87.65%,选别指标较好。 相似文献
18.
西藏某多金属矿选厂的铜钼混合精矿-0.048 mm含量为85%,铜、钼品位分别为19.06%和0.640%,金、银含量分别为6.98和490.90 g/t,99%以上的铜钼矿物为原生或次生硫化矿物。采用高效易降解药剂对该混合精矿进行铜钼分离选矿试验,结果表明,在磨矿细度为-0.048 mm占90%的情况下,以高效易降解的ZG-2为铜矿物抑制剂、HTL-3为钼捕收剂,采用1粗4精2扫、中矿顺序返回的闭路流程分离试样中的铜钼,最终可获得钼品位为47.68%、钼回收率为81.45%的钼精矿,和铜品位为19.26%、铜回收率为99.94%的铜精矿,金、银主要富集在铜精矿中,实现了该铜钼混合精矿的高效、低毒分离。 相似文献
19.
高效捕收剂ZA在铜硫分离浮选中的应用 总被引:2,自引:0,他引:2
西南某多金属硫化矿主要有价元素为铜、锡、硫,铜品位为1.05%、锡品位为0.28%、硫品位为7.19%,伴生银品位为13.20 g/t。铜主要以硫化铜形式存在,占有率为93.60%。现场采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选、浮选尾矿摇床重选选锡的浮重联合流程综合回收矿石中的铜硫银锡(银进入铜精矿),存在石灰用量偏大,碱度高,铜和银回收率偏低的问题。为探索低碱度浮选回收铜银的可能性,以复配药剂ZA为铜矿物捕收剂进行了试验研究。结果表明:将磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗2精2扫铜硫混合浮选获得的铜硫混合精矿,以石灰为抑制剂在再磨细度为-0.043 mm占85%、pH=10.5的低碱条件下经1粗3精2扫铜硫分离,最终获得了铜品位为25.16%、银品位为212.2 g/t,铜、银回收率分别为91.75%、61.18%的铜精矿及硫品位35.32%、硫回收率79.08%的硫精矿,有效地实现了矿石中铜银硫的分离富集回收,尤其是强化了游离银的选矿富集。试验结果对伴生贵金属硫化矿中贵金属的综合回收具有借鉴意义。 相似文献
20.
针对德兴铜矿低品位矿石(铜品位0.31%)难磨难选的特点,在矿石性质分析的基础上开展了浮选试验研究。矿石黄铜矿主要呈浸染状分布,部分呈细小粒状分布于脉石中或被脉石包裹,少量黄铜矿与黄铁矿毗邻嵌布。全流程闭路浮选结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占61.60%,粗选石灰调矿浆pH值为8.0时,以Mac-12+丁黄药为捕收剂,经1粗2扫铜硫混合浮选,粗精矿再磨至-0.037 mm占68%,经1粗2精2扫铜硫分离浮选,获得的铜精矿铜回收率和品位分别为85.56%、27.27%,较现场当班铜精矿铜品位提高了1.68个百分点,铜回收率提高了3.95个百分点。提高矿浆pH值或优化捕收剂配比可改善粗选泡沫结构,提高浮选指标。 相似文献