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我国为钼生产大国,提高钼精矿质量并与国际钼精矿质量标准接轨的方法有二:强化粗精矿再磨再选工艺;用盐酸浸出钼精矿中杂质、纯化钼精矿。对于难以提高钼精矿质量的难选钼矿石,对产出的低品位钼精矿用POX法处理生产工业气化钼,以提高钼资源的利用率。 相似文献
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我厂始建于1965年,经多次扩建改造后现年产铁精矿76万t、品位67%~67.5%、粒度-200目占78%~85%。采用40m^2内滤式真空过滤机过滤精矿。由于矿浆剩磁的影响,精矿水分常年在10%左右;遇有难磨难选矿石,精矿粒度-200目占85%,精矿水分更高,达到11%以上,影响精矿输出,特别是精矿落地时严重影响生产。 相似文献
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本文通过对某硫化铜镍矿的矿石性质调查发现,随着矿石深度开采,矿石中铜镍品位的变化明显,铜镍比由原来的0.64提升到现在的0.9左右。随着铜镍比的增加,一段粗精矿的铜镍品位呈现下降趋势,对一段粗选精矿进行单体解离度分析发现铜镍矿物的单体解离度不够是造成精矿品位降低的主要原因。因此,对一段粗精矿进行磨矿细度、药剂添加等工艺条件的小型试验研究,试验结果表明:(1)相对于其他细度条件,在粗精矿再磨后,细度为-0.043 mm/ 80%和添加丁黄药20 g/t条件下,产生的铜镍精矿的产率、铜镍品位和回收率较高;(2)在粗精矿再磨后不添加捕收剂条件下,随着细度的增加,得到的铜镍精矿产率降低,镍品位和回收率也降低,原因可能是由于磨矿过程中有用矿物表面发生脱药所致;(3)闭路试验结果表明:相对于粗精矿不再磨(细度-0.043 mm /69%),在粗精矿再磨后(细度-0.043 mm /80%)和再磨后添加丁黄药20 g/t条件下,产生的精矿产率提高0.64个百分点,镍品位和回收率分别提高0.63个百分点和4.61个百分点,铜品位和回收率分别提高0.57个百分点和5.54个百分点。通过粗精矿再磨工艺工业应用实践可知:相对于应用前,产生的精矿镍品位和回收率分别提高了0.81个百分点和2.94个百分点,铜品位和回收率分别提高了0.30个百分点和5.85个百分点,同时,精矿中氧化镁含量满足冶炼厂对产品的要求。 相似文献
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介绍了浮选精矿脱水设备 ,涉及国产GW -2 0型外滤机的结构、工作原理及使用中存在的问题 ,也介绍了芬兰CC -3 0 -3 9型陶瓷过滤机的技术参数、结构构造、工作原理 ,进口过滤机在铜精矿与硫精矿过滤中 ,因其效率提高、水分低 ,溢流及检修费用降低 ,经济效益非常显著 ,三年多便可收回设备投资。 相似文献
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承钢黑山选钛厂二段强磁尾矿中尚含有一定量的钛铁矿。为减少资源浪费,进行了从该尾矿中回收钛的选矿试验研究。结果表明,采用螺旋溜槽粗选-摇床精选单一重选流程,可得到TiO2品位为32.12%、TiO2回收率为38.02%粗钛精矿,该产品可作为钢铁厂护炉原料销售;采用螺旋溜槽粗选-摇床精选-硫浮选-钛浮选联合流程,可得到TiO2品位在47%左右的合格钛精矿,同时可获得S品位在39%以上的的硫精矿副产品。 相似文献
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精矿过滤设备的发展和展望 总被引:2,自引:0,他引:2
一、前言精矿是选矿厂的最终产品。浮选工艺生产的精矿通常要经过沉降浓缩、过滤、以至于干燥等脱水步骤,使其含水量降到规定的范围。精矿水份足评价选矿产品的重要指标,对精矿水份的具体要求取决于冶炼、运输的要求,矿石性质以及生产条件等各方面的因素也需要综合考虑。冶金炉对火炉熔炼的精矿水份有一定要求,不同的冶炼方法,其要求不尽相同。精矿水份过高时,从精矿中渗出水,不便于装卸,运输途中精矿防水流失,既损失了金属,又污染沿途环境,这是目前普遍存在的问题,有待妥善解决。浮选后的精矿通常是用最经济的脱水方法——沉降… 相似文献
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通过采用弱磁选-黑白钨混合浮选-黑白钨分离浮选-白钨精选-黑钨摇床选别-黑钨细泥浮选的工艺流程回收某钨、钼、铋、萤石复杂多金属矿经等可浮硫化矿浮选尾矿中钨,可得到白钨精矿WO3品位68.79%,回收率53.27%,黑钨精矿WO3品位52.49%,回收率17.57%,钨总的回收率70.84%的选矿技术指标。同时指出白钨精矿酸浸可以除掉磷,溶去方解石等杂质,白钨精矿品位提高了2.46个百分点。 相似文献
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抑制诺里尔斯克脉石矿物的最佳抑制剂的选择 总被引:1,自引:0,他引:1
诺里尔斯克选矿厂第一混合分离车间,采用重选-混合浮选-分离浮选联合流程处理诺里尔斯克-1矿床浸染矿石、塔尔纳赫斯克矿床富的浸染矿石和共青团矿山铜矿石3种矿石。矿石总的特点是脉石含量高:从铜矿石的85%到浸染状矿石的95%~96%。减少进入其中的非金属矿物数量来提高混合精矿质量和提高进入下游冶金车间的分离精矿质量是选矿工作者一个重要任务。最近3年诺里尔斯克矿冶公司实验室完成了大量的实验室试验,为浸染矿石和铜矿石混合浮选回路选择了最有效的抑制剂——МЗЦ-2,它是改性的纤维素酯。试验表明,获得的混合精矿镍和铂族元素的回收率提高2.5%~8.0%,同时混合精矿中的硫化物含量提高5%~8.0%。 相似文献
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对现场低硫精矿进行粒度分析结果表明,采用旋流器提高低硫精矿硫品位是可行的。在沉砂口直径12 mm,溢流管直径22 mm,给矿压力0.1 MPa的条件下采用旋流器选别现场低硫精矿获得的精矿产品,与现场高硫精矿混合后,可以获得硫品位为46.99%、回收率为74.32%的混合硫精矿。 相似文献
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新疆某褐铁矿的选矿工艺研究 总被引:7,自引:8,他引:7
新疆某铁矿主要含褐铁矿,脉石为含铁硅酸盐矿物,采用浮选、重选、磁选和焙烧磁选等选矿方法进行了试验研究,试验研究表明,在原矿品位46.5%的情况下,焙烧磁选工艺可获得铁精矿品位59.2%、回收率92.9%的技术指标,从经济方面考虑,建议采用弱磁选-强磁选-正浮选工艺或分极-重选-细粒级浮选工艺联合流程比较适宜。 相似文献
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关于提高低品位铁精矿品位的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
本文针对大冶铁矿强磁选低品位铁精矿,提出了用磁化焙烧新工艺在固态条件下用褐煤粉还原氧化铁来处理该矿石,以获得高品位的铁精矿,本文简要介绍了该工艺流程,并就反应原理和影响铁精矿品位的因素进行了分析。 相似文献
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酒钢镜铁山铁矿石原块矿焙烧分选工艺中,存在一次干选尾矿围岩含量较高的问题,不仅二次焙烧量大、能耗高、焙烧质量欠佳,而且影响二次干选效果。为解决这些问题,对一次干选尾矿进行了扫选工艺技术研究。结果表明,对一次干选尾矿进行再选,粗粒级矿石使用分选机分选,细粒级使用干式磁选机分选,扫选精矿与原矿合并进行一次焙烧,不仅取消了二次焙烧作业,而且减少了返回焙烧矿量,降低了焙烧工艺能源消耗,减少了金属流失。 相似文献
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为了回收白云鄂博铁矿选铁尾矿中的铁矿物,采用强磁预富集-悬浮磁化焙烧-磁选工艺进行铁矿物再选试验。结果表明:TFe品位为14.10%的白云鄂博铁矿选铁尾矿经磁选预富集所得精矿在总气量600 mL/min、CO浓度15%、焙烧温度800 ℃、焙烧时间5 min条件下焙烧后,焙烧产品磨细至d90=39.29 μm,在磁选管磁场强度为10.56 kA/m时,可获得TFe品位为63.88%、对原矿回收率为57.25%的磁选精矿。对试验各阶段产品分析表明,焙烧温度过高、焙烧时间过长会导致过还原,同时焙烧过程使得预富集精矿中表面光滑无裂纹的赤铁矿变为表面伴有微裂纹的磁铁矿。研究结果为多金属共(伴)生铁矿资源的高效利用提供了理论基础。 相似文献
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还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属,由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多,导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果,本研究以青海某镍矿为原料,采用正交试验与BP神经网络相结合的方法,对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1,在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿,比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。 相似文献