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相似文献
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1.
赖伟强 《金属矿山》2017,46(6):94-98
山西某低品位含金镜铁矿铁品位为26.41%、金品位为0.67 g/t。矿石中金主要以自然金形式存在,自然金占总金的88.15%;铁主要存在于赤(褐)铁矿中,赤(褐)铁矿中铁占总铁的68.28%。为回收矿石中有价元素金和铁,进行了优先浮选金,浮选尾矿弱磁选-高梯度强磁选-反浮选回收铁选矿试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占83.78%条件下,以石灰为pH调整剂、水玻璃为分散剂、丁基黄药+丁胺黑药为捕收剂、2#油为起泡剂,经1粗2精2扫浮选,获得了金品位为29.31 g/t、回收率为87.93%的金精矿,选金尾矿经1粗1精1扫弱磁选,获得了铁品位为65.86%、回收率为13.34%的铁精矿1,弱磁选尾矿经1粗1扫高梯度强磁选,强磁选精矿以NaOH为调整剂、改性淀粉为抑制剂、油酸钠为捕收剂,经1粗2精1扫反浮选,获得的铁精矿2铁品位为61.79%、回收率为50.67%,铁精矿1与铁精矿2合并后混合铁精矿铁品位为62.59%、总铁回收率为64.01%。试验结果可以为该矿石有价元素综合回收提供技术依据。  相似文献   

2.
白云鄂博尾矿铁品位为25.71%,铁主要以磁铁矿、赤铁矿和硅酸盐形式存在。试样粒度较细,-0.023 mm粒级产率为56.03%、铁品位达到34.11%、铁分布率高达70.26%,而+0.025 mm粒级铁品位低于16%、铁分布率不足15%。为给该尾矿中铁的回收提供技术依据,进行了选矿试验。结果表明:试样经1粗1精弱磁选,获得了铁品位为64.10%、回收率为16.48%的弱磁选精矿;弱磁选尾矿经1粗1精高梯度强磁选,获得了铁品位为47.04%的强磁选精矿;强磁选精矿磨细至-0.023 mm占90%,以硫酸为调整剂、乳酸为抑制剂、W201为捕收剂经1粗2精1扫正浮选,正浮选精矿与弱磁精矿合并后为最终精矿,其铁品位为64.45%、回收率为58.47%。试验取得了较好的分选指标,可以为白云鄂博尾矿中铁资源的综合回收提供技术参考。  相似文献   

3.
缅甸某低品位铁锡矿石含铁29.79%、锡0.495%,脉石成分主要为Si O2,主要有价矿物为磁铁矿和锡石,二者紧密共生,粒度较细。为确定该矿石的高效开发利用工艺,基于原矿性质研究,采用湿式弱磁选铁—锡石回收(摇床重选—摇床中矿再磨后高梯度强磁选除铁—摇床重选)—锡综合粗精矿浮选脱硫磁选除铁(弱磁选+高梯度强磁选)流程进行了选矿试验。结果表明:该工艺最终可获得锡品位57.956%、锡回收率69.08%的锡精矿,铁品位65.21%、铁回收率48.22%的铁精矿,硫品位46.35%、硫回收率38.31%的硫精矿,铁、锡和硫精矿所含杂质均未超标,总尾矿的锡品位降至0.153%,实现了铁锡矿石资源的综合回收利用。  相似文献   

4.
安徽某低铜高硫磁铁矿石属嵌布关系复杂的多金属矿石。为了开发利用该矿石,采用优先选铜—活化浮硫—弱磁选选铁—铁精矿反浮选脱硫原则流程进行了选矿试验。结果表明,铁品位为46.62%、铜品位为0.32%、硫品位为20.56%的矿石采用1粗2精1扫浮铜、1粗1精2扫浮硫、1次弱磁选铁、弱磁选铁精矿1粗1精反浮选脱硫流程处理,最终获得了铜品位为17.09%、回收率为78.64%的铜精矿,铁品位为67.35%、回收率为41.16%、含硫0.28%的铁精矿,以及硫品位为43.69%、回收率为88.79%的硫精矿。该试验结论可作为选矿厂设计的依据。  相似文献   

5.
西北某难选铁矿石中主要铁矿物为磁铁矿和镜铁矿,其中磁铁矿与镜铁矿、镜铁矿与石英嵌布关系密切。对该矿石进行了磨选工艺技术条件研究,结果表明,采用磨矿-1粗1精弱磁选-强磁粗选-强磁粗精矿再磨-强磁精选流程处理,可以获得铁品位为66.39%、回收率为40.94%的弱磁精矿和铁品位为63.41%、回收率为37.27%的强磁精矿,综合精矿铁品位为64.95%、回收率为78.21%。  相似文献   

6.
印度尼西亚HARITA铁矿石属于难选氧化铁矿石,矿石中铁矿物以褐铁矿和假象赤铁矿为主,且矿石含泥较多。根据矿石性质对其进行选矿试验,首先将原矿洗去矿泥后筛分成40~6 mm块矿和-6 mm粉矿,然后对块矿进行干式强磁选,再将干式强磁选尾矿和粉矿合并磨至-0.076 mm占55%后进行弱磁选—高梯度强磁选,并对洗出的矿泥进行单独弱磁选,最终获得了铁品位为59.14%、铁回收率为57.92%的块精矿和铁品位为61.41%、铁回收率为21.61%的粉精矿,两种精矿总的铁回收率达到79.53%。试验结果不仅为HARITA铁矿石的利用提供了依据,也为东南亚同类型铁矿资源的开发提供了参考。  相似文献   

7.
巴西某铁英岩矿石属粉砂质石英铁矿石,工艺类型为高硅、低硫、低磷、酸性、弱磁性铁矿石,铁矿物粒度嵌布不均匀、粒径相差悬殊,主要工业矿物为磁铁矿、假象赤铁矿、赤铁矿。为给该资源的开发提供技术依据,在工艺矿物学研究的基础上进行了选矿工艺流程试验。结果表明,矿石采用连续磨矿(-200目占85%)—弱磁选—强磁选—强磁选精矿1粗1精2扫、中矿顺序返回闭路反浮选流程处理,最终可获得产率为44.41%、铁品位为66.62%、铁回收率为86.20%的铁精矿,试验指标良好。  相似文献   

8.
秦彩霞 《矿冶工程》2013,33(6):32-35
对国外某鲕状赤铁矿进行了矿石性质研究, 针对其特点, 进行了焙烧-磁选工艺和强磁选工艺选矿试验, 结果表明该鲕状赤铁矿易选, 选矿指标好。对比而言, 焙烧-磁选工艺的选别指标优于强磁选工艺, 750 ℃下, 煤粉用量6%, 焙烧50 min, 所得焙烧矿经100 kA/m一粗一精弱磁选, 可获得精矿铁品位64.60%、回收率96.43%的指标, 精矿中SiO2含量为5.33%, 选矿比1.23倍。  相似文献   

9.
广东某含铁钨矿选矿试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
周源  胡文英 《金属矿山》2012,41(11):70-72
对以白钨矿和磁铁矿为主的广东某含铁钨矿,采用优先脱硫-弱磁选选铁-常温浮选白钨的原则流程进行了选矿工艺研究。结果表明,采用1粗1扫脱硫、1粗1精弱磁选选铁、1粗3扫5精浮选选钨流程处理该矿石,最终获得了铁品位为64.72%、回收率为58.72%的铁精矿,WO3品位为56.38%、回收率为86.45%的钨精矿,硫品位为25.54%、回收率为71.13%的硫精矿。  相似文献   

10.
中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明:原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。  相似文献   

11.
根据某高磷鲕状赤铁矿磨矿分级产品中铁在各粒级中的分布差异, 采用粗细分级-磁选工艺, 分别进行弱磁-强磁选, 获得了TFe品位为46.8%、TFe回收率为82%的磁选粗精矿。对粗精矿再磨进行一粗两精反浮选, 获得精矿TFe品位为54.5%, TFe回收率为68.3%。  相似文献   

12.
袁帅  李艳军  刘杰  刘双安 《金属矿山》2015,44(11):62-65
采用磨矿-弱磁选-中强磁选-中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选(磁场强度为95.50 kA/m)。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。  相似文献   

13.
某铜矿重介质产品铁品位56.24%,硫含量高达9.34%,95.72%的硫以磁黄铁矿的形式存在。为获得硫含量<2%的铁精矿,按磨矿—弱磁选—浮选原则流程对该矿石进行了选矿试验。试验结果表明,在最佳试验参数下,重介质产品经一段磨矿(-0.043 mm 85%)—1粗1精弱磁选—1粗2扫脱硫浮选流程处理,可获得产率45.23%、硫含量为1.52%、全铁品位66.50%的铁精矿,可作为后续钢铁冶炼原料的配矿使用,为此类重介质产品的利用提供技术参考。  相似文献   

14.
为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明:①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。  相似文献   

15.
对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。  相似文献   

16.
朱显帮  黄新 《金属矿山》2012,41(3):66-69
选抛废粒度研究、阶段磨矿-阶段弱磁选和弱磁精反浮选脱硅试验研究。结果表明:湿式预选抛废可以显著提高入磨矿石品位、减少入磨量,采用2段磨矿、2段弱磁选不能获得铁品位和磷含量合格的铁精矿,弱磁精经1粗1精3扫反浮选脱磷,最终可获得铁品位为64.78%,铁回收率为68.01%,磷含量为0.139%的铁精矿。  相似文献   

17.
对新疆某高硅低品位难选赤铁矿石采用阶段磨矿、阶段高梯度强磁选-反浮选原则流程进行了开发利用工艺技术条件研究。结果表明,用磨矿-强磁粗选-粗精矿再磨-强磁精选-强磁精矿1粗1精反浮选、精选尾矿返回流程处理,可获得铁品位为61.10%、铁回收率为65.63%的铁精矿。  相似文献   

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