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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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为优化酒钢集团某矿厂铁矿分选工艺流程,提高入磨矿品位,降低选矿成本,开展了高压辊磨超细碎—预先磁选抛尾试验研究。结果表明,一段磁选抛尾精矿铁品位为24.85%,磁性铁回收率为98.91%,尾矿磁性铁品位为1.58%;二段磁选精矿铁品位为26.73%,磁性铁回收率为98.58%,尾矿磁性铁品位为2.38%;在高压辊磨磁选试验中,湿式磁选抛尾效果较好,在3 mm湿式磁选抛尾工艺中,磁选精矿品位为28.62%,回收率为94.83%;在5 mm湿式磁选抛尾工艺中,磁选精矿品位为28.35%,回收率为95.54%。 相似文献
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针对广东某磁铁矿石由于配矿不均等原因,经常出现的精矿铁品位不达标、杂志硫含量高等情况进行了提铁降硫选矿工艺试验研究。试验结果表明,采用阶段磨矿-阶段磁选-浮选降硫选矿工艺流程,最终精矿铁品位可达到66.08%、硫含量降为0.28%,铁精矿质量得到了有效提高。 相似文献
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姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低(块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%)。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明:在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m),强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m)-1粗1精阴离子反浮选(以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂),获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。 相似文献
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为了提高某低品位菱铁矿的铁品位,采用了煤基直接还原-磁选工艺,对菱铁矿块矿进行了焙烧条件试验。结果表明:在焙烧温度1050℃,焙烧时间100 min,菱铁矿粒度10~16 mm,煤的粒度0~5 mm,煤矿质量比1.5:1的条件下进行还原焙烧,可得到金属化率93.13%的焙烧矿;该焙烧矿在磨矿粒度为-0.074 mm 80%以上,磁场强度为0.1 T,磁选时间为15 min的条件下进行磁选试验后可得到精矿铁品位为91.11%,铁回收率为97.15%的铁粉。且-25 mm的菱铁矿块矿全粒级直接还原效果良好,焙烧矿的金属化率可达到92.6%以上,磁选后的精矿铁品位高达89.4%,回收率在93.5%。 相似文献
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云南钛铁矿石中主要有用矿物为钛铁矿、钛磁铁矿,矿石泥化较严重,针对该矿石进行了磁选试验研究。对原矿采用选择性擦洗解离,可以得到TiO2品位35.31%,产率78.25%的+0.030mm产品及TiO2品位8.46%,产率21.75%的-0.030mm产品。+0.030mm粒级采用弱磁除铁,弱磁尾矿采用分级-强磁选工艺进行选钛试验,对弱磁精矿再磨后采用弱磁-强磁工艺进行钛、铁分离;-0.030mm粒级采用脱泥-磁选工艺进行细粒选钛试验。最终可得到TiO2品位48.83%的钛精矿,回收率85.51%,TFe品位56.62%的铁精矿,回收率25.17%。该工艺合理可行,选矿指标较为理想。 相似文献
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河北某普通磁铁矿TFe品位为65.25%,矿石性质结构简单,具有制备超纯铁精矿的潜力。研究采用多元素及X射线衍射图、物相分析等方法对原矿进行了工艺矿物学研究,并在此基础上对其进行了提纯试验。结果表明,原矿经过弱磁选粗选后,在磨矿细度-0.038 mm占85%的条件下经弱磁选再选、磁选柱精选得到TFe品位为71.31%的磁选柱精矿以及TFe品位68.12%、产率为3.32%的磁选柱铁尾矿。通过进一步考察药剂制度和工艺流程对铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度。而后磁选柱精矿经1粗3精反浮选降硅工艺试验流程,最终可获得含TFe品位71.95%、综合回收率为80.50%的超纯铁精矿,浮选尾矿TFe品位68.17%符合普通铁精矿标准。通过对选别产品进行试样化学成分分析及残余药剂测定,进一步证明该工艺流程可以实现超纯铁精矿的制备。该工艺在抛尾率为10.79%条件下,将原矿样的73.04%转化为超纯铁精矿,对这一地区超纯铁精矿的制备具有重要的指导意义,也为国内其他地区磁铁矿制备超纯铁精矿的研究提供了一定的参考价值。 相似文献
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为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。 相似文献
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某铁矿石主要有用铁矿物为磁铁矿但嵌布粒度微细,选别比较困难。为了给该类矿石的经济高效开发利用提供技术依据,进行了原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-三段阶段磨矿-弱磁选和原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-两段阶段磨矿-磁选-细筛分选-筛下磁选柱精选-中矿再磨-磁选两个工艺流程试验。对比试验结果表明,采用原矿筛分分级-干式磁选-粗粒湿式磁选-两段阶段磨矿-磁选-细筛分选-筛下磁选柱精选-中矿再磨-磁选工艺流程在最终磨矿粒度为-0.043 mm 80%时,可以获得精矿产率为20.20%,铁品位为65.48%,其中磁性铁品位为64.78%,铁回收率为58.15%,磁性铁回收率为94.72%的选别指标。 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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试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为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,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。 相似文献
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辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明:矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。 相似文献
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某铁矿矿石中铁矿物以磁铁矿为主,并伴生有少量可供综合回收的黄铜矿和黄铁矿。为了给该矿山的开发建设提供可行性研究和设计依据,进行了-75 mm干式磁选抛尾-先浮后磁或先磁后浮阶段磨选、原矿直接先浮后磁或先磁后浮阶段磨选共4种流程的选矿试验研究。根据试验结果,经分析比较,推荐采用-75 mm干式磁选抛尾-先磁后浮阶段磨选流程。该流程可预先抛弃产率达21.0.4%的废石,最终获得铁品位为66.10%、铁回收率为83.48%、硫含量为0.26%的铁精矿,铜品位为15.04%、铜回收率为63.27%的铜精矿以及硫品位为45.51%、硫回收率为72.89%的硫精矿 相似文献
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国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO2含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明:采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 (-0.076 mm占90%)-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨(-0.038 mm占95%)再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。 相似文献