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国内普遍采用的阴离子反浮选提铁降硅工艺一直需在加温条件下进行,为提高反浮选捕收剂对浮选温度变化的适应能力,长沙矿冶研究院研制了新型耐低温阴离子捕收剂CY-12#,对铁品位为6577%、SiO2含量为861%的弱磁选精矿进行了浮选温度适应性试验。结果表明,要获得相近的选别指标,只需适当调整反浮选药剂用量;采用1粗1精3扫、中矿顺序返回流程,在15 ℃情况下可获得铁品位为6986%、铁回收率为9862%、SiO
2含量为287%的反浮选精矿,与30 ℃情况下的精矿相比,铁品位仅下降027个百分点,但铁回收率提高了044个百分点。 相似文献
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峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO2含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO2含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO2含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO2含量达到预期目标。 相似文献
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某磁铁矿选矿厂采用阶段磨矿—弱磁选流程生产的磁铁精矿全铁品位为65.47%,SiO_2含量为6.52%。为了使铁精矿的SiO_2含量降到4%以下,以磁铁精矿为研究对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉和阳离子捕收剂Ge-609对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm 90%后进行1粗1精弱磁选,最终可获得铁品位为69.18%、铁回收率为97.67%、SiO_2含量为3.15%的铁精矿,实现了提铁降硅。 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
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冀东某选矿厂磁选铁精矿粒度较细(-0.074 mm占91.60%),铁矿物单体解离度高达94.4%,且在细粒级明显富集。为了进一步提高该精矿铁品位,以现场流程精矿为试样、以微泡逆流接触式浮选柱为分选设备、以GE-609为阳离子反浮选捕收剂,进行了提铁降硅试验。结果表明,在粗选给矿浓度为35%、给矿速度为893 mL/min、GE-609用量为60 g/t、充气量为2.0 L/min、泡沫层高度为30 cm情况下,采用1粗2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可获得铁品位为68.12%、铁回收率为98.88%的铁精矿,尾矿铁品位仅为9.92%,表明微泡逆流接触式浮选柱和阳离子捕收剂GE-609适用于该试样的反浮选提铁降硅。 相似文献
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东鞍山烧结厂浮选尾矿TFe品位为22.82%,FeO含量为9.87%,SiO2的含量为51.24%,S和P含量较低,均为0.03%,属于低硫、低磷、高硅型铁尾矿。此外,该尾矿-0.038 mm粒级含量高达56.44%,同时铁矿物主要集中在该粒级中,铁分布率达到67.62%。为了实现该铁尾矿的高效回收利用,本试验采用搅拌磨磨矿—弱磁选—强磁粗选—强磁精选—反浮选流程开展了系统的试验研究。结果表明:在搅拌磨磨矿细度为?0.038 mm占95%、弱磁选磁感应强度95 kA/m、强磁粗选磁场磁感应强度796 kA/m、强磁精选磁场磁感应强度398 kA/m的条件下,可获得TFe品位为38.20%、TFe回收率为63.51%的混合磁选精矿指标;将混合磁选精矿在矿浆温度40 ℃、矿浆pH值为11.5、淀粉用量1000 g/t、CaO用量900 g/t、粗选捕收剂TD-2用量600 g/t、一次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t、二次精选捕收剂TD-2用量为300 g/t的条件下进行反浮选,闭路试验可获得TFe品位为62.34%、TFe作业回收率为55.10%的浮选精矿。全流程TFe回收率为35.00%,综合尾矿TFe品位为17.01%。试验结果可为东鞍山浮选尾矿中的铁矿物高效选矿回收提供指导。 相似文献
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为给新疆某低品位细粒磁铁矿的开发利用提供合理的选矿工艺,针对矿石性质的特点,进行了阶段磨矿、阶段弱磁选工艺和阶段磨矿、阶段弱磁选、阳离子反浮选工艺试验。结果表明:①采用3段磨矿、4次弱磁选的阶段磨选工艺流程处理该矿石,在三段磨矿细度为-0.038 mm占95.18%的情况下,可获得铁品位为66.48%、铁回收率为78.79%的铁精矿;采用2阶段磨矿弱磁选、弱磁精矿2阳离子反浮选、反浮选尾矿再磨-弱磁选抛尾后再返回反浮选的流程处理该矿石,在反浮选尾矿再磨细度为-0.038 mm 占96.34%的情况下,可获得铁品位为69.76%、铁回收率为78.51%的铁精矿。②单一弱磁选流程虽然简洁,但弱磁选、阳离子反浮选联合流程在最后一段磨矿量(相对原矿)显著下降22.99个百分点的情况下,最终精矿铁品位却大幅提高3.28个百分点。 相似文献
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阿坝矿业的高纯铁精粉硅铝含量较高,影响了产品的售价。为了降低铁精粉的硅铝含量进行了提质降硅铝工艺研究。结果表明,试样再磨至0.063~0 mm后经弱磁选、谐波磁选、磁选柱磁选、1粗1精反浮选,最终可获得Fe、SiO2、Al2O3含量分别为72.38%、0.099%、0.131%的高纯铁精矿,以及Fe、SiO2、Al2O3含量分别为71.58%、0.375%、0.220%的二级铁精矿。 相似文献
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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
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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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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