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为有效利用细粒钛铁矿资源,进一步提高选钛回收率,承德某选钛厂细粒钛铁矿尾矿应用SLon磁选机进行分选,最终工业试验在给矿TiO2品位为828%的条件下得到的精矿TiO2品位为2021%,TiO2回收率为5050%,达到了综合回收细粒级钛铁矿的要求。 相似文献
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四川省拉拉铜矿选矿厂选铜尾矿中含P2O5、Re2O3分别为0.78%、0.136%.对该选铜尾矿性质进行了研究,结果表明其中的稀土元素主要嵌布于磷的矿物中.尾矿中的磷矿物主要是磷灰石与独居石,这两类矿物嵌布粒度微细,难以解离,嵌连关系复杂,属难选矿石类型.针对试样的性质及磷灰石与独居石的物理化学性质差异,提出采用先浮后磁即先用浮选法将易浮的磷矿石与其它矿物进行分离,再用磁选将磷灰石与独居石进行分离的工艺流程来回收试样中的磷矿物.试验结果表明,采用ZP-02作磷矿物的捕收剂,Na2CO3作pH调整剂,Na2SiO3作抑制剂浮选拉拉铜矿尾矿中的磷矿物可获得P2O3品位25.32%、回收率69.87%的磷精矿指标.采用磁选处理浮选精矿可获得含P2O5为30.23%的磷灰石精矿及含P2O5为20.71%的独居石精矿. 相似文献
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为了开发利用云南某矿区低品位磷矿石,采用X射线荧光分析仪(XRF)和矿物自动定量分析系统(AMICS)对该磷矿石的化学成分、矿物组成、矿物嵌布特征、磷灰石粒度分布、单体解离与连生特性进行了系统的工艺矿物学研究。结果表明:该磷矿石为硅钙质高倍半氧化物磷矿石,需要通过选矿的方法脱除部分石英、白云石、硅铝酸盐矿物和褐铁矿以富集磷灰石;磷灰石的单体解离、微细粒磷灰石和微细粒脉石矿物是影响磷灰石选别指标的主要不利因素;磷在各粒级分布较均匀,无法通过筛分的方法预先抛除部分尾矿;硅主要赋存在石英中,在细粒级(-0.038 mm)富集明显,浮选脱除具有较大难度。研究结果可为该磷矿选矿工艺的制定提供一定的指导。 相似文献
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针对云南某选矿厂胶磷矿柱机短流程工艺生产时存在的浮选机精选尾矿P2O5品位偏高、浮选柱与浮选机匹配不良的问题,通过考察分析,发现精选尾矿胶磷矿单体含量较高、连生体含量较少,因此可考虑对1#、2#浮选机精选尾矿增设扫选作业或延长浮选时间,以回收单体胶磷矿,减少其在尾矿中的损失。增设扫选的柱机短流程工艺应用后,1#~2#浮选机精选尾矿P2O5品位从13%~16%下降到9.0%左右,并稳定了3#~4#浮选机精选精矿P2O5品位,初步实现了该磷矿柱机短流程工艺的产业化应用。 相似文献
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弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后(磨矿细度-0.074 mm 85%)再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。 相似文献
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刚果(金)某铜尾矿粒度较粗,铜在粗粒级和微细粒级有明显的富集现象,且氧化率高达90.6%,为了回收其中的铜、钴元素,对该试样进行了浮选选铜试验。结果表明,采用2粗1精2扫、中矿集中返回流程处理该试样,可获得铜品位为10.15%、铜回收率为70.19%的铜精矿,达到了较好的回收效果。 相似文献
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《现代矿业》2017,(10)
攀枝花密地选钛厂以钒钛磁铁矿选铁尾矿为原料进行钛的回收。选钛原料粒度分布宽,Ti O_2品位9.54%,钛主要以钛铁矿的形式存在。针对原粗、细分级—两段强磁选—浮选原则流程选别指标差的问题,对选钛原料进行窄粒级选钛试验。结果表明:选钛原料经1 mm隔渣后,分级为粗粒级(+0.1 mm)、细粒级(0.038~0.1 mm)和超细粒级(-0.038 mm),对粗粒级和细粒级采用磁选—浮选原则流程进行选钛试验,最终可分别获得产率5.05%、Ti O_2品位47.32%、回收率25.05%的粗粒钛精矿和产率6.41%、Ti O_2品位47.29%、Ti O_2回收率31.76%的细粒钛精矿;超细粒级经悬振—2次粗选浮硫—1粗3精选钛开路流程试验选别,可获得产率0.53%、Ti O_2品位47.13%、回收率2.60%的超细粒钛精矿。各粒级钛精矿合并为Ti O_2品位47.30%、回收率59.41%的合格综合钛精矿,相比原工艺流程,Ti O_2回收率提高24个百分点左右,说明窄粒级选钛能显著加强钛铁矿的回收,大幅度提高钛精矿回收率,实现了选铁尾矿钛的高效回收利用。 相似文献
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青海上庄磷矿石主要组成矿物为透辉石、黑云母、(氟)磷灰石和磁铁矿,还有少量的长石、榍石和方解石。矿石P2O5、TFe和K2O品位分别为3.52%、9.08%和3.77%。黑云母主要呈不规则片状或片状分布,结晶粒度较粗,磷灰石多分布在透辉石、黑云母和磁铁矿的粒间,一般在0.3~1.5 mm,易于单体解离。透辉石和黑云母的矿物结晶粒度较粗,但是在矿石中相互包裹现象比较普遍。为给该矿石的开发利用提供参考,进行了实验室选矿流程试验。结果表明:采用棒磨粗磨(-0.35 mm占78.22%)分级(d=0.35 mm)、粗粒级摇床重选黑云母、细粒级棒磨再磨(-74 μm占50.90%)1粗2精1扫浮选磷灰石、浮选尾矿3段磁选磁铁矿(一段磁选精矿磨细至-74 μm占94.00%)、磁选尾矿分级(d=45 μm)脱泥后浮选分离透辉石和细云母的联合流程,获得了P2O5品位为32.01%、P2O5回收率为92.85%的磷精矿,K2O品位为9.58%、K2O回收率为20.80%的粗云母精矿和K2O品位为8.38%、K2O回收率为37.38%的细云母精矿,云母总回收率为58.18%;此外,还可获得TFe品位为64.35%、回收率为33.62%的铁精矿。实验室试验获得了满意的选矿指标,试验在保证磷灰石和磁铁矿回收率的情况下,综合回收了云母和透辉石矿物,实现了矿石的综合回收。 相似文献
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非洲某风化型铌铁磷多金属矿为风化壳复合烧绿石矿,原矿含Nb2O5 0.62%、含P2O5 8.28%,含Fe 13.91%,矿石风化严重,含泥量较高。根据矿石中烧绿石与脉石矿物之间的比重差异,采用重选实现有价矿物的预富集,磁铁矿具有强磁性,采用弱磁选回收磁铁矿,磷灰石和烧绿石具有可浮性差异,浮选实现磷灰石和烧绿石的分离回收。原矿首先经螺旋溜槽重选可以抛除产率为73.61%的尾矿,重选精矿磨细至-0.074 mm占78%,在磁场强度为0.45 T条件下,经弱磁选铁,获得了Fe品位61.69%,回收率38.83%的铁精矿,选铁尾矿以碳酸钠为调整剂、GY10为捕收剂,经1粗2精2扫磷浮选,获得了P2O5品位为37.59%,回收率为47.88%的磷精矿,选磷尾矿以SH为调整剂、GSC为捕收剂,经1粗2精2扫铌浮选,获得了Nb2O5品位37.56%,Nb2O5回收率65.73%的铌精矿。研究结果可以为该类风化铌矿的开发利用提供依据。 相似文献
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鲁南矿业有限公司铁尾矿铁含量为19.19%,主要杂质成分为SiO2,有害元素硫、磷含量较低。该尾矿中铁主要以硅酸铁和赤褐铁矿形式存在,分布率分别为47.36%和33.10%,采用常规的选矿方法很难得到理想的铁回收指标。为了开发利用该尾矿,采用深度还原—磁选工艺进行选矿试验。结果表明:在试样用量为100g、还原助剂CaO用量为20g、还原剂用量为20g、还原温度为1100℃、还原时间为40min、还原产品磨矿细度为-0.043mm占65%、磁场强度为110kA/m时可以得到铁品位为91.48%、回收率为86.24%的铁精矿产品。 相似文献
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广西某钨锡矿选厂采用双曲波细泥摇床重选水力分级溢流,由于入选粒度微细,导致大量的钨锡矿物流失在尾矿中。为了充分回收其中以黑钨矿和锡石为主的钨锡矿物,以探索试验结果为基础,采用旋流器分级-悬振锥面选矿机重选沉砂-重选精矿浮选脱硫砷-重选尾矿与旋流器溢流合并浮选脱硫砷后再混合浮选钨锡流程对该尾矿试样进行再选试验,所获钨锡混合精矿的WO3、Sn品位分别为10.96%和6.82%、回收率分别为77.49%和63.79%。因此,粗细分级分选、重-浮联合选矿工艺流程是该尾矿的高效再选流程。 相似文献
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某铜钼尾矿粒度较细,-0.074 mm粒级占68.63%,金红石含量为0.31%,在0.037~0.010 mm粒级有明显的富集现象,单体解离度达72.80%;脉石矿物以石英为主,还有少量易泥化的绿泥石和粘土矿物。为了提高资源的综合利用率,低成本、高效地回收该尾矿中的金红石,在不磨矿的情况下,采用2粗1扫4精、扫选精矿与精选1尾矿合并精选后返回、其他中矿顺序返回的流程对金红石进行了选矿试验,最终获得了Ti O2品位为64.59%,回收率为77.25%的金红石精矿,较好地实现了金红石的回收。 相似文献