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对铁品位34%左右的某铜铁矿山选铜尾矿进行了单一强磁选、强磁选-重选、强磁选-磨矿-反浮选、强磁选-磨矿-强磁选-反浮选、磨矿-强磁选-反浮选的多方案试验研究, 经对比分析, 最终确定采用磨矿-强磁选-反浮选工艺, 可获得精矿铁品位63.17%、回收率70.30%的良好指标。 相似文献
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针对河北司家营铁矿废石堆存量大、铁品位低、嵌布粒度细、处理难度大的特点,提出采用预选-阶段磨矿-阶段磁选-阴离子反浮选工艺流程处理。结果表明:铁品位为18.79%的废石经永磁干式磁选机抛尾-中细粒高梯度湿式强磁选机抛尾,可以获得铁品位为29.25%、回收率为59.61%的预选精矿,预选精矿经两阶段磨矿-阶段磁选,可以获得铁品位为52.71%、回收率为48.50%的磁选混合精矿,磁选混合精矿以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、CaO为活化剂、MF为反浮选捕收剂,经1粗1精2扫反浮选,获得了铁品位为65.97%、作业回收率为89.21%、对原矿回收率为43.27%的合格精矿,可以为该类废石的资源化利用提供参考。 相似文献
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俄罗斯米哈伊洛夫斯克采选公司处理赤铁矿-磁铁矿铁荚岩矿石.现有的选矿工艺流程包括4段破碎,干式磁选、4段球磨和5段湿式弱磁选.在选矿厂设计中规定对湿式弱磁选尾矿再磨后用阴离子捕收荆浮选从其中回收赤铁矿.设计获得的赤铁矿浮选精矿铁品位为58.4%.但选矿厂只生产磁铁矿精矿,其中铁回收率仅为57%.选矿厂尾矿铁品位为26%~28%.本工作提出采用强磁选-浮选和浮选-强磁选方案从选矿厂弱磁选尾矿中回收赤铁矿精矿.扩大试验结果表明,这两个流程均可获得铁品位为62.7%~61.5%,对原矿铁回收率为8%~9%的赤铁矿精矿. 相似文献
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《现代矿业》2016,(7)
对酒钢-15 mm粉矿进行了选矿试验。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占69.50%条件下,经1粗2扫强磁选,强磁选精矿在膨润土添加量为1.0%时进行造球,所造球团在焙烧温度为600℃、煤粉用量为3%、焙烧时间为30 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁品位为48.30%。焙烧产品磨细至-0.1 mm,在磁场强度为144 k A/m条件下弱磁选,可以获得铁品位为59.39%的精矿;焙烧产品以GE-609为捕收剂经1粗1精1扫反浮选,可以获得铁品位为58.25%的精矿。两种流程获得的精矿指标均能达到与现场块矿竖炉焙烧—弱磁选—反浮选指标接近。试验结果可以为酒钢粉矿开发利用提供技术支持。 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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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
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印度某铁矿选矿工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:2
针对印度某铁矿在工艺矿物学研究基础上进行了选矿工艺研究,采用阶段磨矿—粗细分别磁选流程,可以获得品位为64.23%、回收率为74.89%的铁精矿;采用磁选—反浮选流程,可以获得品位为64.57%、回收率为72.11%的铁精矿;采用焙烧—磁选流程,可以获得品位为67.98%、回收率为95.18%的铁精矿。在目前条件下,阶段磨矿—粗细分别磁选工艺较为适宜。 相似文献
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从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石, 经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明, 采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品, 为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。 相似文献
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对国外某高铝赤褐铁矿进行了选矿试验研究。采用还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位58.26%、铁回收率80.53%的试验指标; 采用钠化还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位63.48%、回收率95.45%的试验指标。探索了在富集铁的同时富集镍、降低铁精矿中Al2O3含量的可行性。 相似文献
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甘肃镜铁山矿采用竖炉磁化焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理100~15 mm的镜铁矿石,可获得铁品位58.5%左右、铁回收率78%左右的铁精矿;对15~0 mm的粉矿采用磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为47.5%左右、铁回收率为60%左右的铁精矿。为了提高粉矿分选指标,改善烧结料的品质,对粉矿中的15~5 mm粒级进行了磁化焙烧—弱磁选试验。结果表明,在煤粉与试样的质量比为2%,煤粉粒度为1~0 mm,焙烧温度为810℃,焙烧时间为60 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为91.56 kA/m条件下,可获得铁品位为55.80%、铁回收率为83.97%的铁精矿。 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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某铁矿石属高磷氧化铁矿石, 原矿铁品位56.22%, 含磷0.83%, 采用弱磁-反浮选流程, 获得铁品位64.36%, 回收率为67.35%, 磷含量0.4%的铁精矿。 相似文献