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梅山铁精矿硫浮选工艺的探讨 总被引:1,自引:0,他引:1
梅山铁矿选矿厂粗精矿脱硫主要采用传统的硫浮选工艺,黄药作为捕收剂,2^#油作为起泡剂,应用一粗一扫三精的浮选流程,脱硫后的铁精矿能满足市场的需求,在原矿含硫1.5%~2.5%品位下,最终铁精矿硫品位控制在小于0.5%,脱硫率达到66%~80%。 相似文献
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硫精矿提硫降杂工业试验研究 总被引:3,自引:0,他引:3
为了降低硫精矿中的杂质,提高硫品位,开展了现场工业试验研究.对硫精矿进行两次开路精选,得到高硫矿和低硫矿两个产品,21个班平均指标是:高硫矿产率39.82%、硫品位37.55%、MgO品位0.582%;低硫矿硫品位28.7l%。针对工业试验存在问题,提出了硫精矿再磨增加单体解离度.进行系统稳定试验,探索旋流器分级提硫的改进方案。 相似文献
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张兴旺 《有色金属(选矿部分)》1985,(4)
<正> 车河选矿厂处理矿石属锡石一多金属硫化矿石。目前处理细脉带贫矿石,矿石伴生元素多,共生关系复杂,含锡低(0.3—0.4%),锡石粒度细,嵌布粒度极不均匀,属难选矿石。选厂采用以锡为主综合回收,四段磨矿,重-浮-重的主体流程。硫化矿粗精矿经第三段磨矿(磨至-200目占90%以上)作为分离浮选作业的给料。经过分离浮选,分别得到铅锑混合精矿(含铅25%、锑18%)、锌精矿(含锌50%)、硫精矿(含硫45%)、砷精矿(含砷10%)等多种产品。硫浮选尾矿未经浮砷而作为高砷硫精矿产品(含砷3.5%以下,含硫35—40%)。这些产品因矿物硬度有差异,使粒度也不相同。硫精矿粒度比铅锑混合精矿和锌精矿都粗,加上硫精矿较纯,品位高,在浓密机和圆筒过滤机中,沉降速度快,耙子卡死,不易放矿和过 相似文献
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从铁山河铁矿磁选尾矿中回收硫、钴的工艺研究及生产实践 总被引:1,自引:0,他引:1
采用重磁重工艺流程从济源铁山河铁矿的磁选尾矿中回收硫钴、小型试验结果为:在给矿含硫3.6%、含钴0.065%的情况下,硫钴精矿的硫销品位分别达到36%-38%和0.48%.硫钴的回收率分别达到78.44%和61.15%。生产实践三个月的指标为,原矿台钴0.065%左右,硫钻精矿含钴大于0.5%,含硫大于35%,钴回收率45%左右。该工艺具有投资少,生产成本低,操作方便,指标较好等优点,预计每年可为企业增加利税100万元以上。 相似文献
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采用磁选工艺改善梅山铁矿铁精矿的质量 总被引:3,自引:0,他引:3
梅山铁矿所产铁精矿因含磷、硫杂质高, 无法满足冶炼的要求。采用磁选工艺处理脱硫铁精矿能有效降低铁精矿的磷、硫含量以及铁精矿的粘性。工业试验结果表明, 对于含铁52.77 %, 磷0.399 %, 硫0.440%的脱硫铁精矿, 经过弱磁- 强磁流程选别, 可获得含铁56.08 %, 磷0.246 %, 硫0.29%的自熔性铁精矿, 铁回收率为94.51 %。 相似文献
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煤系硫铁矿降碳提硫研究 总被引:1,自引:0,他引:1
Liao Zhou Xu Bin Yang Xiaozhong Ji Qingfeng Li Xianbo Liang Jingdong 廖舟 许彬 杨小中 吉庆锋 李先柏 梁经东 《金属矿山》2006,(8):34-36
针对煤系硫铁矿精矿含碳较高不利于焙烧制酸的问题,为了有效利用煤系硫铁矿,以云南某高碳煤系硫铁矿石为试验矿样进行了降碳提硫研究。试验结果表明,采用K-1药剂为新的选碳捕收剂,利用反浮选脱碳和选择性絮凝手段,可以有效降低硫精矿碳含量,同时提高硫精矿品位。试验采用反浮选-正浮选-选择性絮凝流程,得到了硫品位为37.19%、含碳量为3.64%的煤系硫铁矿精矿,硫同收率为87.37%。 相似文献
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某硫化铜矿含铜0.65%、硫9.50%、Mg O 5.20%,属于高滑石硅酸镁夕卡岩型铜硫矿。由于矿石中黄铁矿和滑石含量较高,且滑石在磨矿过程中极易发生泥化,恶化浮选环境,造成现场铜浮选指标不理想。为了解决该铜矿中高滑石、高硫对铜浮选的影响,在工艺矿物学研究的基础之上,提出采用"SNA调整剂调浆-CMC抑制滑石-铜硫混合浮选-粗精矿脱药再磨-铜硫分离"工艺。闭路试验获得了铜品位25.71%、回收率82.13%的铜精矿,铜精矿含Mg O小于5%。工艺显著提高了铜回收率,并降低了铜精矿Mg O含量。 相似文献
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用选矿方法从高炉瓦斯泥中回收铁精矿的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
介绍了梅山高炉瓦斯泥的性质、试验情况及结果,国内外处理使用含锌高炉瓦斯泥的方法。根据其性质,用选矿方法对高炉瓦斯泥进行了收铁降锌的试验研究。结果表明,无论用弱磁选还是强磁选均能从中回收大部分铁矿物并去除大部分锌,将高锌、低锌物料进行有效分离,铁精矿产率和品位均达到52.00%以上,铁金属回收率70.00%,脱锌率50.00%以上,使除锌后的瓦斯泥可继续作炼铁原料使用。 相似文献
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铜陵有色某选矿厂硫矿物以黄铁矿和磁黄铁矿为主,现场硫粗精矿经再选后,硫精矿全硫加全铁含量难以达到90%的目标要求,硫精矿经烧酸后所得红粉铁品位低,附加值不高,严重影响企业经济效益。为了实现硫精矿的提质降杂,根据黄铁矿可浮性较好,磁黄铁矿可浮性较差且具有弱磁性等性质特点,在试验室采用分步浮选工艺,即优先回收可浮性较好的黄铁矿,浮尾强磁—浮选回收磁黄铁矿的流程,实现了对黄铁矿和磁黄铁矿的高效回收。为进一步验证分步浮选工艺流程的合理性,在现场分出一部分硫粗精矿矿浆进行了连选试验,连选试验获得的总硫精矿含硫46.31%,全硫加全铁含量为91.60%,硫作业回收率为80.28%;连选试验现场硫精矿含硫39.67%,全硫加全铁含量为80.52%,硫作业回收率为73.94%。连选试验所得硫精矿全硫加全铁含量较现场高11.08个百分点,硫回收率较现场高6.34个百分点。连选试验结果为现场硫粗精矿再选工艺改造提供了技术及理论依据。 相似文献
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从硫铁矿烧渣中回收铁精矿,可实现废弃硫铁矿烧渣的再利用。试验采用磁选法回收铁,采用浮选法去除铁精矿中的硫,重点研究了采用浮选法脱除烧渣中硫的可行性。实验用烧渣含铁50.12%,含硫1.48%,经磁选后,获得含铁65.44%、含硫0.96%的铁精矿。浮选脱硫实验的结果表明:一次浮选pH为5.5,二次浮选pH为9.5,矿浆浓度20%~30%,磨矿细度-0.074 mm含量在80%左右的条件下,脱硫效果较好;浮选温度对脱硫效果的影响小,一般可取为常温。通过磁选法获得铁精矿后,再用浮选法脱除铁精矿中的硫,可获得含铁65.35%、含硫0.39%的铁精矿。 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