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通过对云南某铁矿选矿厂的矿样分析表明该矿样以赤铁矿、镜铁矿为主,且铁矿物的嵌布粒度较细;进行的分选新工艺流程试验表明,阶段磨矿阶段选别中采用弱磁选-强磁选-重选工艺流程,能使铁精矿品位达到62.15%,回收率达到87.14%,比现有生产铁精品位58.35%、回收率69.18%的生产指标,精矿品位提高了3.8个百分点,回收率提高了17.96个百分点,说明本次试验在提高铁精矿品位、提高回收率等方面都取得很好的指标。 相似文献
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为了提高铁精矿品位,和尚桥选矿厂增设了淘洗机精选作业,并进行了主水阀开度、固定磁场强度试验。投产后的考查结果表明:运用淘洗机能够将铁精矿品位从6434%提高到6582%,铁作业回收率为9959%,精矿中杂质SiO2和Al2O3含量分别降低了144个百分点、045个百分点,达到了提质降杂的效果。 相似文献
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对酒钢镜铁山周边某微细粒磁铁矿进行了选矿工艺研究。采用Na2CO3+NaOH调整矿浆pH值为11, 以六偏磷酸钠分散矿浆, 添加腐植酸钠进行选择性絮凝磁选, 可获得铁精矿品位63.31%、回收率79.45%, 精矿品位比常规磁选提高了1.77个百分点, 回收率提高了3.36个百分点。 相似文献
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酒钢镜铁山V矿体铁矿石采出TFe品位23%左右,多年来受选矿工艺技术水平及经济条件制约,一直未得到合理利用。现场采用单一强磁预选工艺,入选矿石TFe品位得到较为明显的提高,但尾矿TFe品位偏高,铁损失较大。为进一步提高预选效果,对该矿进行智能预选与强磁预选联合抛废试验研究。结果表明:①对于TFe品位为23.92%、粒度范围为15~45 mm粒级样,适宜的抛废率为16.31%,此时TFe品位为26.53%、回收率92.83%。抛废率为13.20%和20.39%的稳定试验结果与条件试验结果基本一致,表明智能预选试验数据可靠。②A1粒级样(30~45 mm)粗选适宜的筒体表面线速度为0.70 m/s,此时精矿TFe品位为29.03%、回收率70.91%;A2粒级样(15~30 mm)粗选适宜的筒体表面线速度为0.85 m/s,此时精矿TFe品位为30.03%、回收率78.09%。③粒度为30~45 mm的智能预选精矿通过强磁干式预选,可抛除作业产率为15.04%、TFe作业回收率为8.29%的尾矿,精矿TFe品位提升了2.04个百分点;粒度为15~30 mm的智能预选精矿通过强磁干式预选,可抛除作业产率为10.97%、TFe作业回收率为5.79%的尾矿,精矿TFe品位提升了1.54个百分点。粒度为30~45 mm的智能预选精矿的强磁干式预选效果更好。④采用智能预选—强磁干式预选(1粗1扫)工艺进行联合抛废处理15~45 mm粒级矿样,可抛除总产率为24.12%、TFe回收率为11.95%的尾矿,精矿TFe品位提升了3.85个百分点,预选效果较好。 相似文献
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粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明:WO3、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。 相似文献
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河南某铁矿矿石中主要铁矿物为镜铁矿和磁铁矿,主要脉石矿物为石英和云母。该矿选矿厂原采用阶段磨矿、阶段选别的弱磁选-高梯度强磁选工艺产出磁铁矿精矿和镜铁矿精矿,但由于难磨且具弱磁性的粗粒含铁云母大量混入镜铁矿精矿,致使镜铁矿精矿的品位低于60%且难以提高,并影响综合精矿品位。为解决这一问题,选矿厂联合广州有色金属研究院开展了相关实验室试验,并根据实验室试验结果,引入GYX21-1210型高频振动细筛和普通型6-S细砂摇床对原选矿工艺流程进行了技术改造,即将原二段高梯度强磁选精矿用细筛按0.074 mm进行筛分,筛下直接作为一部分镜铁矿精矿,筛上经摇床1次选别获得其余镜铁矿精矿,同时抛弃大量尾矿,摇床中矿则返回二段磨矿作业。改造后,镜铁矿精矿和综合铁精矿的铁品位分别达到了60.30%和61.83%,与原流程相比分别提高了3.55和1.98个百分点,同时还使镜铁矿精矿和综合铁精矿的铁回收率分别提高了7.52和7.51个百分点。 相似文献
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为确定铁品位为67.45%、SiO2含量为2.54%、-0.045 mm占95.72%、比表面积为1 647.00 cm2/g的巴西Carajas赤铁精矿造球的合适工艺技术参数,以铁品位为14.38%、SiO2含量为67.22%、-0.045 mm占87.27%、比表面积为1 698.85 cm2/g的山西某赤铁矿强磁选尾矿为调硅剂,以吸水率为436.01%、蒙脱石含量为62.22%、-0.074 mm占99.4%的某膨润土为黏结剂,以生球落下强度、抗压强度、爆裂温度为评价指标,研究了生球原料的成分和性质、造球工艺参数对生球性能的影响。试验确定的赤铁精矿(含所加铁尾矿)的比表面积为1 768 cm2/g,膨润土的质量分数为0.8%,尾矿与精矿的质量比为2.2%,赤铁精矿水分为8.0%,造球过程中生球的水分为10.0%,造球时间为12 min,造球盘的转速为22 r/min,对应的生球落下强度为6.8次,抗压强度为14.15 N,爆裂温度为427 ℃。 相似文献
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甘肃某微细粒嵌布的贫磁铁矿石因最终磨矿产品粒度极细,常规弱磁选指标较差。为改善选别效果、提高分选指标,对弱磁精选前的分散—选择性絮凝条件进行了研究,并借助激光粒度分析仪对分散—絮凝效果进行了测定。结果表明:矿石在磨矿1细度为-74μm占90.43%、磨矿2细度为-30μm占93.45%、弱磁精选1分散剂六偏磷酸钠用量为500 g/t,絮凝剂CMS用量为750 g/t,矿浆p H=11情况下,采用磨矿1—弱磁粗选—磨矿2—2次弱磁精选流程处理,最终获得铁品位为62.82%、铁回收率为79.12%的铁精矿,该精矿比常规弱磁精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.28和5.08个百分点。分散—絮凝机理分析表明:在分散状态下,磁铁矿表面电荷负值较石英小,阴离子型絮凝剂CMS可通过氢键作用选择性吸附磁铁矿颗粒,显著增大磁铁矿微细颗粒的粒径,从而改善磁选效果、提高选矿指标。 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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为探索采用高效碎磨工艺处理福建马坑铁矿石的可行性,进行了高压辊磨—湿式中磁预选—阶段磨选工艺流程试验。结果表明:较常规碎矿工艺,高压辊磨破碎获得的产品细粒级含量显著提高,能够满足湿式中磁预选的粒度要求;磨矿条件相同时,高压辊磨产品相对传统颚式破碎产品新生成-0.074 mm粒级含量高,相对可磨度高;高压辊磨产品(-5 mm)经湿式中磁预选—两阶段磨矿弱磁选,可在磨前抛出38.88%的合格尾矿,并可获得铁品位为66.75%、磁性铁品位为65.95%、铁回收率为80.21%、磁性铁回收率为96.25%的铁精矿,精矿铁品位较现场提高了2.66个百分点、铁回收率提高了0.30个百分点,可作为马坑铁矿节能降耗、提质增效改造设计的依据。 相似文献
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