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甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO2、Sc2O3含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t,磁性铁仅占总铁的17.90%,钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%,硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%;钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%,钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%,其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5~0.04 mm,钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm,二者嵌布关系密切,混杂充填在硅酸盐矿物粒间,钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物(主要为角闪石)中。为了确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后,在阶段磨选情况下(二段磨矿细度为-0.074 mm占81%),采用1粗(135.4 kA/m)2精(119.4 kA/m和119.4 kA/m)弱磁选流程选铁,选铁尾矿采用1粗(0.7 T)1精(0.6 T)高梯度强磁选流程预富集钛,强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛,最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿,TiO2品位为47.05%、TiO2回收率为55.74%的钛精矿和Sc2O3品位为99.0 g/t、Sc2O3回收率为48.68%钪精矿。 相似文献
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国外某低品位钛铁矿石中钛主要以钛铁矿的形式存在,占总钛的80.73%,次要钛矿物为钒钛磁铁矿,占总钛的14.25%,钛铁矿嵌布状态较复杂,大多与脉石矿物密切连生,其次与钒钛磁铁矿连生。为高效开发利用该矿石资源,进行了选矿流程试验,结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下1次强磁选抛尾,强磁选粗精矿在再磨细度为-0.045 mm占55%的情况下1次弱磁选除铁,脱铁产品1粗1精浮选选钛,最终获得TiO2品位为48.61%、回收率为62.87%的高品质钛精矿。 相似文献
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甘肃某铁矿石铁品位仅25.10%,磁性铁占总铁的51.79%。有用矿物磁铁矿嵌布粒度细,多与脉石矿物包裹连生。为给该铁矿石的开发利用提供依据,进行了磁滑轮预先抛尾—阶段磨矿—阶段弱磁选试验。结果表明,原矿破碎至-15 mm后,在80 k A/m的磁场强度下经磁滑轮预先抛尾,可抛除30.92%的废石,磁性铁损率失仅1.43%。抛尾精矿经阶段磨矿—1粗2精弱磁选,最终可获得产率19.96%、铁品位66.23%、铁回收率52.73%、磁性铁回收率96.67%的铁精矿。预先抛尾减少了入磨矿石量,提高了后续作业的入选铁品位,有利于降低能耗、提高流程处理能力。预先抛尾—阶段磨矿阶段弱磁选可为该铁矿石选矿工艺流程的选择提供参考。 相似文献
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某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为4.55%,属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单,主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿,主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石,首先进行了重磁拉抛尾,获得了TFe含量为12.31%,TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿;抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后,采用"螺旋溜槽+干式磁选"工艺,获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品,回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。 相似文献
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为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明:①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块(-75 mm)中磁干抛-粉矿(-12 mm)弱磁干式预选-一段磨矿(-200目55%)-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿(-200目95%)-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。 相似文献
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新疆某铁矿选厂采用弱磁选-强磁选-重选工艺处理低品位混合型铁矿石,虽然铁精矿品位可达65%,但回收率仅50%左右。为此采用干式预选-弱磁选-强磁选-反浮选工艺对该矿石进行了旨在提高回收率的选矿试验。试验结果表明,干式预选可先抛弃占原矿约20%的废石,最终精矿铁品位为65.25%,回收率达69.28%,比现场生产指标提高了约19个百分点。 相似文献
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对某低品位铁矿石进行了选矿试验研究。通过对矿样进行探索试验, 最终以阶段磨矿阶段磁选-磁选铁精矿一粗一精浮选脱硫的联合流程, 获得铁精矿产率11.75%、品位63.21%、回收率63.53%的指标。其杂质含量低于工业指标要求, 并且矿物中V2O5在铁精矿中有较好富集, 品位为0.83%, 回收率大于80%。 相似文献
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针对甘肃某含TiO213.38%、TFe 21.12%的钛铁矿,进行了系统选矿试验研究。试验结果表明,在磨矿条件下,采用重选—磁选—电选联合流程,可获得钛精矿产率13.35%、TiO2品位45.97%、回收率45.46%的较好试验指标。该试验研究为合理开发此类钛铁矿提供技术思路。 相似文献
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甘肃某低品位难选铜硫矿选矿试验 总被引:2,自引:0,他引:2
根据甘肃某低品位难选铜矿石的特点,进行了铜硫混合浮选、混合精矿铜硫分离条件研究,试验确定的工艺技术条件可有效解决次生硫化铜含量高所造成的铜硫难以分离问题。在铜硫混合浮选磨矿细度为-0.074 mm占70%、铜硫混合精矿再磨细度为-0.043 mm占90%的情况下,采用1粗2精1扫混浮铜硫、铜硫混合精矿再磨后1粗1扫2精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理该矿石,最终可获得铜品位为16.25%、回收率为63.92%的铜精矿,以及硫品位为37.45%、回收率为80.10%的硫精矿。 相似文献
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某低品位铀铌铅矿综合利用试验 总被引:1,自引:0,他引:1
该低品位铀铌铅多金属矿采用以跳汰为主的重选工艺抛尾,含铀、铌、铅、硫粗精矿采用磁-浮选的工艺分离,综合回收了铅、铁、硫精矿,对铀铌精矿进一步通过冶金方法分离,提取重铀酸铵和五氧化二铌产品,使原来贫、杂、难的低品位铀铌铅矿床的工业利用成为可能。 相似文献
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鄂州低品位膨润土综合利用试验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文以湖北省鄂州市低品位钙基膨润土为原料,针对原矿的矿物组成及特性,通过提纯、改性等工艺将蒙脱石含量由38%提高到83%,各项指标均满足机械铸造、铁矿球团以及化工用膨润土标准;副产品SiO2含量≥80%,满足建筑材料等方面的应用要求;基本实现无尾矿化综合利用。 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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江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO2品位2.63%,钛铁矿嵌布粒度细,矿石矿物组成复杂,黏土含量高。为开发利用该矿石资源,在工艺矿物学性质研究的基础上,首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验,磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO2损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验,TiO2品位由6.78%提高至14.53%;二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选,重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂,经1粗4精1扫闭路浮选,能获得TiO2品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此,采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺,最终能获得TiO2品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。 相似文献
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低品位纳长石化花岗岩型钽铌矿全矿石综合利用 总被引:1,自引:0,他引:1
对江西某大型低品位纳长石化花岗岩型钽铌矿石进行了全矿石综合回收工艺研究,采用分级-重选-磁选-浮选-水冶联合工艺进行全流程试验,获得钽铌精矿、锡精矿、铁锂云母、石英、长石和黄玉等产品,矿石综合利用率96.5%. 相似文献
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