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为探究某赤铁矿精矿制备超纯铁精矿的可行性进行了选矿工艺试验,该赤铁矿精矿为磁赤混合矿去除磁铁矿后的产物,全铁品位为62.74%,通过考察磨矿细度、精选段抑制剂和捕收剂用量对赤铁矿精矿品位、回收率等选别指标的影响,确定了合适的药剂制度和工艺流程。试验结果表明:赤铁矿精矿经磨矿—脱泥—1粗2精反浮选,可获得全铁品位68.32%的超纯铁精矿,浮选作业回收率为78.67%。 相似文献
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采用微泡逆流接触式浮选柱对某赤铁矿选厂的低品位混磁精矿进行了提高精矿品位的反浮选试验研究。通过条件试验确定的浮选柱操作条件为给矿速度847mL/min,给矿浓度35%,充气量4.0m3/h,泡沫层高度30mm;药剂用量为NaOH 1250g/t、淀粉1200g/t、活化剂CaO 600g/t、捕收剂GK-58 650g/t。结果表明,给矿品位为42.15%的磁选精矿,经过浮选柱一次粗选即得到精矿品位为65.82%、回收率62.79%的良好选别指标。试验数据可为赤铁矿浮选流程中浮选柱的应用提供一定的参考依据。 相似文献
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随着南芬选矿厂开采量的增加以及矿石的贫化,采出赤铁矿量增加幅度较大,造成生产指标持续下降,严重制约了选矿厂的生产。为充分利用露天采场中的赤铁矿资源,南芬选矿厂采用浮选柱作为浮选设备进行工艺改进。实践表明,工艺及设备运行平稳,反浮精矿铁品位达到65%~66%,浮选尾矿铁品位在16%以下。浮选柱替代浮选机反浮选,具有工艺短、流程简单、质量稳定的特点,且浮选柱药剂消耗及电耗都低于浮选机。FCSMC浮选柱在南芬选矿厂的应用成功,开创了国内赤铁矿反浮选工艺采用浮选柱技术的先例,具有十分重要的意义。 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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巴尔布拉乌赤铁矿选矿工艺扩大试验研究 总被引:2,自引:2,他引:2
通过对哈萨克斯坦巴尔布拉乌微细粒嵌布难选赤铁矿选矿工艺研究,最终开发出强磁-反浮选微细粒嵌布赤铁矿选矿工艺。并进行了选矿工艺扩大试验,采用强磁预先抛尾,而后再磨应用高效的调整剂CN及高效复合捕收剂BK959,经一次粗选、三次扫选、三次精选的反浮选流程,有效实现难选赤铁矿的浮选分离,得到了高品位的赤铁矿精矿,铁精矿品位达到66%以上、回收率达到70%以上。为该矿的工业开发提供了选矿技术依据。 相似文献
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为回收利用攀西某选铁尾矿中的钛铁资源,针对该矿矿石性质进行了两段强磁+浮选和隔渣+两段强磁+浮选两种方案的工艺试验对比研究,两种流程开路浮选试验均可获得TiO2品位大于47%的钛精矿,采用隔渣+两段强磁+浮选流程精矿产率和回收率指标较好。在试验室开路试验的基础上进行浮选闭路连选试验,研究结果表明,在原矿TiO2品位为9.59%的情况下,采用隔渣+两段强磁+浮选流程,最终获得了产率8.54%、TiO2品位46.13%、回收率21.63%的钛精矿。 相似文献
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钛磁铁矿对钛铁矿浮选的影响 总被引:4,自引:0,他引:4
钛磁铁矿对钛铁矿的浮选会产生非常不利的影响。单矿物研究结果表明:钛磁铁矿具有比钛铁矿更好的可浮性,浮选中会优先进入精矿,影响精矿品位,并增加药剂消耗;钛磁铁矿易产生磁团聚现象,造成机械夹带,包裹脉石的钛磁铁矿磁团聚体进入浮选精矿中会降低精矿品位和回收率。钒钛磁铁矿选铁尾矿实际矿样的试验结果表明:不除铁直接浮选钛时,精矿TiO2品位为44.02%,回收率为44.38%;而先经弱磁选除去钛磁铁矿后,采用相同的浮选流程和药剂制度,浮选精矿的TiO2品位提高到47.40%,回收率提高到52.64%。 相似文献
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首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。 相似文献
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某浮锌尾矿中硫含量为10.13%,主要硫化物为磁黄铁矿和黄铁矿。采用磁-浮联合流程进行了硫回收试验研究,通过1粗1精弱磁选和1粗1精1扫浮选可获得硫品位为35.59%、回收率为64.82%的磁选硫精矿和硫品位为31.09%、回收率为23.42%的浮选硫精矿,综合硫精矿硫品位为34.27%、回收率为88.24%。 相似文献
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西南某铜矿浮选柱半工业试验研究 总被引:2,自引:0,他引:2
浮选柱半工业试验首先开展了处理量、循环泵压力、充气量等主要浮选柱工艺条件试验,在此基础上完成了72h的连选试验,获得的铜精矿品位为29.20%,回收率为94.99%,高于同期生产的浮选机指标。此外,旋流-静态微泡浮选柱对于各粒级铜矿物均具有较强的回收能力,其对铜矿中的主要铜物相回收率也高于常规浮选机。 相似文献
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李英 《有色金属(选矿部分)》2019,(2):46-50
云南某选矿厂锡泥矿,采用重选回收率低。为了提高细粒锡石的回收率,对锡泥矿进行锡石浮选试验研究,试验结果表明,采用"脱泥—脱硫—浮锡"工艺,以草酸为调整剂,TL-1为捕收剂,P86为辅助捕收剂,获得锡精矿品位8.59%、锡回收率82.38%的闭路试验指标。并在此基础上对锡泥矿开展锡石浮选工业试验,其结果与原重选工艺比较,锡品位提高了5.84个百分点,对原矿回收率提高了3.18个百分点,经济效益显著。 相似文献
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高铁泥化氧化铅锌矿的浮选试验研究 总被引:6,自引:0,他引:6
针对广西某地高铁泥化氧化铅锌矿的特点,采用硫化-胺法优先浮选工艺进行了试验研究。研究表明:在不脱泥的情况下,以六偏磷酸钠为分散剂,硫化钠用量3 kg/t,矿浆pH=9时,以混合胺为捕收剂,能够有效实现氧化铅矿的浮选;氧化锌矿以硫酸铜为活化剂,丁基黄药为捕收剂也能获得较好的浮选效果。在铅、锌给矿品位为3.54%,5.86%条件下,采用该浮选工艺获得了铅品位45.23%,回收率73.51%;锌品位40.56%,回收率为76.21%的浮选指标。 相似文献
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某多金属硫化矿石选矿工艺研究 总被引:1,自引:2,他引:1
庄桂云 《有色金属(选矿部分)》2005,(6):10-14
介绍了某难选铜矿石的选矿工艺研究,试验采用半优先半混合的浮选工艺流程,并在混合粗精矿再磨作业采用活性炭脱药措施,强化了铜硫分离效果,获得了较好的选别指标。 相似文献