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相似文献
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1.
对河北某铁品位29.62%的铁矿石,采用二阶段磨矿—阶段弱磁选流程,在一段磨矿细度为-0.074 mm占55%,二段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,可以获得精矿铁品位68.63%、回收率72.81%的指标。  相似文献   

2.
王社光  涂光富 《现代矿业》2019,35(8):127-128
中东某鲕状赤铁矿石铁品位为47.44%,铁主要以磁性铁的形式存在,铁在磁性铁中分布率为60.26%。为给该矿石开发利用提供依据,采用阶段磨矿阶段磁选的方法进行了试验研究。结果表明:一段磨矿细度-0.074 mm含量80.8%,一段磁选磁场强度0.12 T,二段磨矿细度-0.074 mm含量93.3%,二段磁选磁场强度0.8 T,三段磨矿细度-0.074 mm含量95.2%,三段磁选磁场强度0.4 T,可以得到铁品位61.02%、回收率53.25%的精矿。有效实现了铁与杂质矿物的分离与富集。  相似文献   

3.
柏泉铁矿石铁品位为12.17%,P2O5含量为2.38%,金属矿物主要为磁铁矿、赤铁矿等,非金属矿物有磷灰石、斜长石等。选厂原采用球磨机通过阶段磨矿—阶段选铁、磁选尾矿1粗3精1扫浮选磷工艺流程处理该矿石,但磷品位及回收率明显偏低。分别采用球磨机和棒磨机对该矿石破碎产品进行磨矿—磁选选铁和磁选尾矿1粗1扫浮选回收磷试验。结果表明,相比球磨机,磨矿产品达到相同磨矿细度时棒磨机所需磨矿时间更短;球磨机和棒磨机产品磨矿细度-0.074 mm分别占35%、40%时,选铁指标各自达到最佳,且棒磨-磁选精矿比球磨-磁选铁精矿铁品位增加4.66个百分点,铁回收率减少1.66个百分点;球磨机和棒磨机产品磨矿细度均为-0.074 mm 35%时,浮选回收磷效果最好,尽管棒磨产品最终浮选磷精矿P2O5品位降低1.49个百分点,但P2O5作业回收率增加15.91个百分点。该试验结果可为该矿山选厂磨矿工艺的改进提供借鉴。  相似文献   

4.
国外某弱磁性铁矿石铁品位为41.07%。矿石中铁金属主要存在于赤褐铁矿中,铁在赤褐铁矿中分布率为80.33%,碳酸铁、硅酸铁及磁铁矿含量较少。为给该矿石开发利用提供依据,对其可选性进行研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占92.28%时,采用高梯度强磁选机,在脉动冲程为4 mm、冲次为180 r/min、粗选背景磁感应强度为1.0 T、磁介质为Φ2+1.5 mm聚磁介质条件下,经1粗2扫、扫选精矿合并精选流程选别,获得了铁品位为60.08%、回收率为75.94%的精矿。用不同直径介质棒组合作为高梯度磁选的聚磁介质可以提高分选指标。  相似文献   

5.
为了实现某含磷铁矿中铁和磷的综合回收,对该矿石进行了可选性试验研究,结果表明:磁场强度为79.577 kA/m,在磨矿细度为-0.074 mm 50%条件下进行一次磁选,一磁精矿磨细至-0.074 mm 80%,经两次磁选后可获得品位为64.14%、回收率为58.25%的铁精矿;一磁尾矿经过一粗三精一扫的浮选流程,可获得P_2O_5品位33%以上、产率8%左右、回收率90%以上的磷精矿。  相似文献   

6.
针对海南儋州某褐铁矿矿石性质,采用阶段磨矿多段分选工艺,进行了强磁选、絮凝浮选、磁化焙烧及弱磁选等选矿试验研究。第一段磨矿细度为-0.074 mm68%的原矿经一次强磁粗扫选,混合精矿进入二次磨矿,-0.074mm占95%的磨矿产品絮凝去泥后进入混合胺反浮选,浮选精矿再磁化焙烧—弱磁选,可得到铁品位60.45%、回收率52.48%的最终精矿。  相似文献   

7.
为高效开发利用云南某硫化锑矿,在原矿工艺矿物学研究的基础上,对其进行了详细选矿试验研究。结果表明:矿石中主要有价元素锑品位为2.16%,锑主要以硫化物的形式存在,氧化率仅为4.15%;锑矿物主要为辉锑矿,硫化物主要为黄铁矿,脉石矿物以石英、绢云母和方解石为主;辉锑矿的嵌布粒度较粗,主要分布在0.02~2.56mm粒级,磨矿细度-0.074 mm占74.56%时锑矿物的单体解离度大于90%。基于矿石性质研究结果,在磨矿细度-0.074 mm占74.56%的条件下,以六偏磷酸钠为分散剂、硝酸铅为活化剂、M7为捕收剂、松醇油为起泡剂,采用“1粗3精2扫”的闭路浮选流程,可获得锑品位为35.30%、锑回收率为93.52%的锑精矿。研究结果可为矿山后续中深部硫化矿石的选别及现有流程的优化提供有益参考。  相似文献   

8.
东鞍山烧结厂矿石铁品位为32.45%,具有贫铁、高硅的特点,主要铁矿物为赤铁矿,主要脉石矿物为石英,同时含有少量的菱铁矿和磁铁矿,是一种含菱铁矿赤铁矿石。对磨矿细度为-0.074 mm占70%的产品筛分分析表明,随着粒度的增加,各粒级铁品位逐渐增大,铁矿物单体解离度逐渐减小。在该磨矿细度下进行分级浮选闭路试验,-0.074 mm粒级以柠檬酸为分散剂、氧化钙为活化剂、淀粉为抑制剂、KS-Ⅲ为捕收剂,+0.074 mm粒级以淀粉为抑制剂、十二胺为捕收剂,可获得精矿铁品位63.30%和铁回收率71.32%的浮选指标。与全粒级浮选相比,分级浮选可减弱微细粒矿物的黏附罩盖,提高浮选指标。  相似文献   

9.
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   

10.
云南某含银铜矿石铜品位为0.78%,银品位为70.27 g/t,硫品位为19.83%。为了高效开发利用该矿石资源,在工艺矿物学研究的基础上进行了浮选试验研究。结果表明:①矿石中的铜主要以黄铜矿的形式存在,嵌布粒度粗细变化较大,以中粗粒为主,主要粒度为1~0.01 mm,80%以上分布在0.45~0.019 mm粒级;黝铜矿嵌布粒度微细,85%以上分布在-0.037 mm粒级;银主要赋存在黝铜矿中;硫主要以黄铁矿的形式存在。②矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80.3%情况下采用2粗1扫流程混浮铜硫,铜硫混合精矿在磨矿细度为-0.037 mm占73.8%情况下1粗2精1扫流程分离铜硫,可获得铜品位为22.37%、铜回收率为90.28%、含银1 221.51 g/t、银回收率为54.72%的铜精矿,以及硫品位为41.86%、硫回收率为90.12%、含银55.75 g/t、银回收率为33.87%的硫精矿,较好地实现了铜、硫、银的分离与富集。  相似文献   

11.
鞍山地区许东沟和哑巴岭采区的铁矿石铁品位为29.50%,铁矿物主要为磁铁矿,主要脉石为石英。为高效开发利用该矿石,在采用X荧光分析、化学成分分析、铁物相检测和扫描电子显微镜分析矿石性质基础上,进行了湿式粗粒中磁预选—阶段磨矿、阶段弱磁选—淘洗机精选条件试验和扩大连选试验。结果表明:(1)-2.5 mm高压辊磨产品经过筒式磁选机中磁预选,粗精矿铁品位为40.20%、铁回收率为89.76%;(2)预选粗精矿经过两阶段磨矿(一、二段磨矿细度分别为-0.074 mm占75%和-0.045 mm占90%)、三阶段弱磁选和一段淘洗机精选,最终获得产率35.73%、铁品位67.08%、铁回收率81.24%的铁精矿,尾矿铁品位为8.61%,研究结果可作为该矿石开发利用依据。  相似文献   

12.
江西某矽卡岩型白钨矿石WO_3品位为0.26%,白钨矿大部分浸染在石英、萤石、方解石颗粒中,单体解离困难。现场在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,1粗5精2扫加温浮选,中矿顺序返回流程处理,仅能获得WO_3品位为59.31%、WO_3回收率为58.64%的钨精矿。为了提高该矿石的选矿指标,试验以苯甲羟肟酸+油酸钠为白钨矿常温浮选混合捕收剂,进行了阶段磨选工艺条件研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下采用1粗2扫常温浮选,常温浮选精矿再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下采用1粗5精2扫加温浮选,最终获得了WO_3品位为62.31%、WO_3回收率为71.62%的钨精矿,钨精矿WO_3品位提高3个百分点,WO_3回收率提高12.98个百分点,精矿指标提高显著。  相似文献   

13.
从光谱分析、多元素分析、铁物相分析几方面对公厂铁矿矿石性质进行了研究。得出,除铁元素外,尚无其它已达到工业品位的可利用元素,原矿中硫、磷含量不超标;矿石中主要含铁矿物以磁铁矿为主,弱磁性及非磁性铁矿物含量很少。对公厂铁矿矿石先后进行了原矿干选试验、干选精矿不同磨矿细度条件下的磁选管试验、不同磁场强度试验、阶段磨矿磁选试验以及流程试验。试验结果表明:原矿破碎至-15mm后经过干选,经第一段磨矿后,干选精矿中细度为-200目占35%;经一次磁选后,精矿再经第二段磨矿,磨矿细度为-200目占到85%,再经2次磁选后可获得产率为37.29%、品位为60.54%、回收率为83.62%的铁精矿。当磨矿细度达-200目超过95%时,可获得品位在62%以上的铁精矿。对最终的精矿进行检测,酸碱度测定表明精矿为酸性,多元素分析显示S、P含量未超标。  相似文献   

14.
内蒙古某铜锡多金属矿石铜品位为1.05%、锡品位为0.47%,主要杂质成分SiO2含量达62.31%。矿石中含铜矿物黄铜矿主要以不规则状存在于石英等脉石矿物中;锡石主要以自形-半自形粒状产出,粒间有黄铜矿等矿物交代。为给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,以Y150为铜粗选捕收剂、D300为铜扫选捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗2扫浮选可获得铜品位为3.12%、回收率为97.06%的铜粗精矿;铜粗精矿经4次精选2次精扫选,获得的铜精矿铜品位为16.30%、回收率为92.14%;浮铜尾矿经摇床1次重选,可获得锡品位为8.67%、回收率为75.91%锡精矿。  相似文献   

15.
针对新疆某复杂铁、锰多金属矿石进行了选矿试验,原矿中含Fe 14.65%,Mn 18.05%。根据矿石工艺矿物学特点,确定采用弱磁选回收铁,强磁选回收锰的工艺流程。试验表明:在磨矿细度为-0.074 mm含量占85.70%时,可获得铁精矿Fe品位63.52%、回收率54.66%,锰精矿Mn品位31.25%、回收率65.44%的较好指标,为选厂技术改造提供了依据。  相似文献   

16.
孙炳泉  高春庆 《金属矿山》2015,44(11):57-61
国外某铁矿石铁品位为31.92%、SiO2含量为46.44%,矿石矿物嵌布粒度微细。为探索在较粗磨矿细度条件下获得高质量铁精矿的高效选矿工艺,对其进行了选矿流程试验。实验室试验结果表明:采用阶段磨矿-弱磁选-磁选柱分选工艺,当磨矿细度达到-0.043 mm占95%时,才能获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的高质量铁精矿;而采用阶段磨矿-弱磁选-反浮选工艺,当磨矿细度放粗至-0.076 mm占90%时,即可获得铁品位大于68%、硅含量小于5%的铁精矿,且可减少三段磨矿量45%以上。扩大连续试验结果表明,原矿经两段阶段磨矿 (-0.076 mm占90%)-弱磁选-反浮选-反浮选尾矿脱水后再磨(-0.038 mm占95%)再选流程选别,可获得精矿铁品位68.12%、SiO2含量4.59%、铁回收率70.02%、磁性铁回收率96.83%的指标,实现了该矿石的高效分选。  相似文献   

17.
白云鄂博西矿低品位磁铁矿石中铁主要以磁铁矿和假象赤铁矿的形式存在。采用预选抛尾—弱磁选试验,在粗选细度为-0.074 mm占39%、磁场强度为143.31 kA/m,精选磨矿细度为-0.074 mm占95%、磁场强度为143.31 kA/m的条件下,获得了铁品位为64.50%、回收率为52.57%的精矿产品。  相似文献   

18.
河北某难选赤铁矿强磁选—反浮选试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用阶段磨矿—阶段强磁选—强磁选精矿反浮选工艺流程对铁品位不到25%的河北某难选赤铁矿石进行选矿试验,在-0.074mm占96.20%的最终磨矿细度下,取得了精矿产率为25.43%,铁品位为66.27%,铁回收率为68.49%,总尾矿铁品位为10.39%的选别指标。  相似文献   

19.
为了高效、低耗开发利用广西某含硫低品位铝土矿石,采用阶段磨矿与分级浮选相结合的工艺进行了矿石选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下采用1粗2扫3精、中矿顺序返回流程脱硫,脱硫尾矿中的+0.074 mm粒级1次浮选粗粒铝土矿,粗粒铝土矿浮选尾矿再磨至-0.074 mm占96%的情况下与脱硫浮选尾矿中的-0.074 mm粒级合并1粗2扫3精浮选细粒铝土矿,最终获得S品位为40.54%、Al2O3含量为25.12%、Si O2含量为8.54%、S回收率为81.32%的硫精矿,以及Al2O3含量为65.17%、Si O2含量为8.13%、S含量为0.28%、铝硅比为8.01、Al2O3回收率为79.56%的铝土矿精矿。  相似文献   

20.
周健  李天舒  龙菲菲 《现代矿业》2022,(10):152-154
某石棉尾矿干式磁选预富集粗精矿类似于贫磁铁矿石,但具有矿石易吸水、矿浆黏滑、磨矿分级难度大等特点;TFe品位32.46%,主要铁矿物为磁铁矿,磁性铁含量30.85%、分布率为93.48%;脉石矿物主要是蛇纹石和石英,化学组成中二氧化硅和氧化镁含量较高,是要去除的主要杂质成分。为了确定试样的磨选工艺流程,采用湿式预选、阶段磨矿、单一磁选工艺流程进行了选矿试验,在一段磨矿细度为-0.074 mm60%~65%,二段磨矿细度在-0.043 mm85%情况下,一次湿式预磁选、1次脱水槽浓缩脱泥、1次弱磁粗选、2次弱磁精选,可获得精矿TFe品位为58.43%、回收率为89.84%的铁精矿。推荐的湿式预选、阶段磨矿、单一磁选工艺流程简单,具有对矿石性质变化的适应能力强,选矿成本较低的特点。  相似文献   

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