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铁多金属矿综合回收铁铜硫选矿工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
铁多金属矿含铁47.79%、含铜0.066%、含硫2.05%, 通过“弱磁粗选-再磨-浮选脱硫-弱磁精选”流程选铁、“铜硫混浮-脱泥脱药-再磨-铜硫分离”流程回收铜和硫, 在一段磨矿-0.075 mm粒级占50%, 铁粗精矿、铜硫粗精矿再磨-0.075 mm粒级含量均为80%条件下, 可获得铁精矿铁品位66.63%、含硫0.069%、含铜0.0072%、铁回收率为92.41%, 铜精矿铜品位20.25%、含铁26.84%、含硫27.80%、铜回收率为52.16%, 硫精矿含硫44.00%、含铁43.04%、含铜0.15%、硫回收率为78.72%, 实现了铁、铜和硫的综合回收。 相似文献
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鳞片石墨矿阶段磨浮—预先分目工艺流程研究 总被引:4,自引:0,他引:4
黑龙江鸡西地区的典型区域变质型石墨矿床,富含晶质大鳞片石墨。结合矿石的工艺矿物学研究,确定采用一段钢球粗磨粗选,粗精矿空白精选后再经二段再磨四次精选,通过筛分获得+0.147mm的大鳞片产品,继续两段再磨五次精选得到高品位产品。最终得到大鳞片产品品位95.16%、回收率17.17%,细鳞片产品品位96.29%、回收率73.50%,合计精矿回收率为90.67%。 相似文献
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为了确定抚顺某磁铁矿石生产超级铁精矿的工艺流程进行了选矿试验。试验采用高压辊磨闭路辊压(湿筛)—粗粒中场强磁选—磨矿分级—弱磁选—预先分级—磨矿分级—弱磁选—浮选流程处理。在高压辊磨机工作压力为8.5 MPa、一段磨矿细度为-0.075 mm占65%,高品位铁精矿高频细筛筛孔宽为0.075 mm,塔磨再磨细度为-0.038 mm占90%,高纯铁精矿1粗2精阳离子反浮选,捕收剂十二胺分段添加量为16.37+8.18+3.27 g/t情况下,可获得:全铁品位为68.01%、全铁回收率为86.21%的高品位铁精矿;全铁品位70.95%、全铁回收率为42.32%的高纯铁精矿,全铁品位为65.40%、全铁回收率为43.89%的副产铁精矿;全铁品位为71.81%、全铁回收率为17.93%、酸不溶物含量0.14%的超级铁精矿,全铁品位为67.08%、全铁回收率为68.28%的副产铁精矿。 相似文献
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张兴勋 《有色金属(选矿部分)》2020,(5):17-23
针对矿石性质,采用优先选铜再选硫—尾矿分级重选—分级重选中矿再磨再选—硫精矿重选、浮选、磁选-锡石粗精矿浮选工艺对某锡石多金属硫化矿进行研究,分析了锡矿石的性质,考查了工艺技术指标。结果表明,该联合工艺处理可以获得锡品位和回收率分别为68.73%、47.93%的锡精矿,铜品位和回收率分别为12.92%、77.14%的铜精矿,以及砷品位和回收率分别为36.90%和48.85%的砷精矿,较好实现了锡、铜和砷等有价元素的综合回收。 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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为有效回收某低品位铜矿石,在对其矿石性质研究的基础上进行了阶段磨矿-阶段浮选工艺试验,即对粗粒级浮选抛尾获得粗精矿,粗精矿再磨浮选获得铜精矿。试验经1粗4精2扫、粗精矿再磨浮选闭路试验获得了产率为7.59%,铜品位为18.60%,铜回收率为91.06%的满意铜精矿。 相似文献
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在石墨矿选矿工艺中,磨浮工艺对浮选结果有极其重大的影响,为了高效利用石墨矿资源,对黑龙江某石墨进行不同磨浮工艺的对比研究。研究结果表明,在粗磨磨矿细度为-0.15mm占60%的条件下,粗精矿三次再磨三次精选后筛分分级出+0.15mm精矿,-0.15mm产品经3次再磨5次精选后获得-0.15mm精矿。+0.15mm精矿产品固定碳含量91.50%,回收率37.60%;-0.15mm精矿产品固定碳含量92.05%,回收率57.13%,合计精矿总定碳回收率94.73%,相比常规流程,精矿预先分离工艺可以有效保护大鳞片石墨,提高资源利用率。 相似文献
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河南某多金属铁矿石选矿试验研究 总被引:3,自引:2,他引:1
河南某铁矿矿石中除磁铁矿外,还伴生有铜、硫矿物,其中硫矿物有相当一部分为磁黄铁矿。为了给该矿的矿床工业评价及矿石可选性评估提供依据,对该矿矿石进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用铜、硫依次浮选-浮选尾矿弱磁选联合工艺流程,可以综合回收矿石中的铜、硫、铁。获得的铁精矿铁品位为65.10%,回收率为57.23%,硫精矿硫品位为42.00%,回收率为95.62%,铜精矿铜品位为19.20%,回收率为52.79%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.03%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的含杂标准。 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
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齐大山铁矿矿石铁品位为31.56%,其中FeO含量为6.59%,主要铁矿物为赤铁矿和磁铁矿,原采用阶段磨矿-粗细分级-重选-磁选-阴离子反浮选工艺,对微细粒铁矿物回收效果差。为改善细粒铁矿物的回收效果,提高选厂经济效益,对齐大山铁矿石开展了选矿工艺优化研究。结果表明:当一段磨矿细度为-0.074 mm占65%,二段磨矿细度为-0.074 mm占90%时,采用阶段磨矿-粗细分级-阶段重选-磁选-阴离子反浮选流程处理矿石,可以获得铁品位和回收率分别为66.80%和82.90%的综合精矿,其中重选精矿占比高达70.21%,弱磁选精矿占比为7.57%。一段螺旋溜槽粗选尾矿直接给入磁选-反浮选,能有效避免微细粒级铁矿物的损失;降低旋流器分级作业沉砂粒度,增加重选作业处理量;增加弱磁精选作业,直接产出最终精矿等措施,对降低浮选作业药剂用量和最终选矿成本具有重要意义。试验成果对实现鞍山式铁矿石的高效分选具有指导意义。 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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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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青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、(氟)磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P2O5、TFe和K2O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明:采用棒磨粗磨(-0.35 mm占78.22%)分级(d=0.35 mm)、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨(-74 μm占50.90%)1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿(一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%)、磁选尾矿分级(d=45 μm)脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P2O5品位为32.01%、P2O5回收率为92.85%的磷精矿,K2O品位为9.58%、K2O回收率为20.80%的粗云母精矿和K2O品位为8.38%、K2O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。 相似文献
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对河南某铁、硫、铜多金属矿进行了选矿试验研究。根据该矿石的工艺矿物学特性,采用铜、硫优先浮选—浮选尾矿弱磁选的联合工艺,综合回收矿石中的铁、硫、铜。获得的铁精矿品位65.50%、回收率43.04%,硫精矿品位42.50%、回收率90.63%,铜精矿品位17.50%、回收率54.80%,并且铁精矿含铜和含硫分别为0.15%和0.25%,达到国家铁精矿粉矿二级品的质量标准。 相似文献
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某细粒低品位铁矿石中磁铁矿与磁黄铁矿紧密共生, 为了在回收磁铁矿的同时, 综合回收伴生的磁黄铁矿资源, 针对矿石性质特点, 采用阶段磨矿-阶段弱磁选-一段磁选精矿浮选脱硫-二段磁选精矿反浮选提铁-反浮选尾矿再磨再选工艺流程, 使用磁黄铁矿高效活化剂CS和铁矿反浮选新型阳离子捕收剂YA, 获得了TFe品位70.05%、S含量0.16%、TFe回收率73.17%的高品位铁精矿和S品位25.86%、TFe含量50.10%、S回收率53.43%的硫精矿, 有效实现了磁铁矿与磁黄铁矿的综合回收。 相似文献