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锡铁矿选矿工艺的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
某锡铁矿主要的回收矿物为铁矿物和锡石,采用磁-重选工艺可有效地回收.当原矿铁品位为31.10%、锡品位0.6%时,经二段磨矿、二段磁选选别,获得铁精矿品位63.45%,回收率74.66%的指标;选锡的给矿为磁选的尾矿,经二段摇床选别,获得锡精矿品位48.35%,回收率57.84%的指标. 相似文献
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安徽某铁矿石中主要铁矿物为磁铁矿,采用阶段磨矿阶段弱磁选可选别出品位65.25%、回收率80.33%的铁精矿;选铁尾矿先混合浮选再分离得到品位15.04%、回收率72.51%的铜精矿和品位47.4%、回收率83.93%的硫精矿,实现了资源的充分利用。 相似文献
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采用脉动高梯度磁选机对洗矿溢流进行一次选别,在给矿铁品位为22%左右条件下,可获得品位为56%以上、作业回收率约56%的铁精矿。试验提高总回收率2%以上,每年可多回收铁精矿约1.8万吨,经济效益显著。 相似文献
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从炼铜厂炉渣中回收铜铁的研究 总被引:14,自引:0,他引:14
王珩 《广东有色金属学报》2003,13(2):83-88
针对铜转炉渣中铜铁硅矿物紧密共生、呈细粒不均匀嵌布及渣硬度高、难磨的特点,进行了多种磨矿与选别流程组合的对比试验,最后选用磨矿(-0.043mm 79.6%)-浮选-磁选-浮选中矿与磁性矿合并再磨(-0.040mm99.32%)-再浮-再磁的阶段磨矿阶段选别的流程,其中第一段磁选精矿再磨是铁硅单体分离获得合格铁精矿的关键.在转炉渣含铜1.58%(硫化铜和金属铜占78.68%)、含铁53.54%(磁性氧化铁占28.53%)的情况下,获得铜精矿品位19.82%,回收率85.48%的选铜指标,同时综合回收了渣中磁性氧化铁,得到铁品位62.525%、回收率35.02%、含SiO2 9.94%的合格铁精矿. 相似文献
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王棣华 《有色金属(选矿部分)》1994,(4)
采用SLon-1500型立环脉动高梯度磁选机代替原流程中的离心选矿机祖选作业。提高铁精矿品位0.66%,降低尾矿品位5.71%,提高金属回收率18.56%,对-10μm铁矿物回收率达到88.84%,有效地回收了微细粒级铁矿物。 相似文献
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东鞍山铁矿石铁品位为33.28%;铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为86.47%,但3.29%的铁以菱铁矿形式存在,会对浮选产生不利影响。现场采用两段连续磨矿—粗细分级—粗粒螺旋溜槽重选、重选中矿再磨后与细粒磁选精矿合并反浮选工艺,存在尾矿品位偏高,重选处理量小,精矿铁回收率低等问题。为此,对东鞍山铁矿厂现场原矿进行了两段阶段磨矿—阶段磁选—磁选精矿再磨后1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验,可获得铁品位为65.32%、回收率为75.71%的精矿,尾矿铁品位为13.38%。与现场原工艺流程相比,铁品位提高了0.58个百分点、回收率提高了10.43个百分点,且该工艺流程简单,易于实现工业改造。该试验结果对改善东鞍山贫赤铁矿选别指标有重要的指导意义,并可为国内其他贫赤铁矿的开发利用提供参考。 相似文献
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东鞍山某鲕状赤铁矿石铁品位为44.53%、P2O5含量为2.25%。矿石中赤铁矿主要以鲕状集合体形式存在,嵌布粒度微细,属难选矿石,采用传统选矿工艺难以获得理想的选别指标。为给该矿石合理开发利用提供依据,进行了悬浮焙烧-磁选试验。结果表明:在给矿细度为-0.074 mm占75%、总气流量为8 m3/h、H2浓度为40%、焙烧温度为650 ℃、焙烧时间为75 s条件下进行悬浮焙烧,焙烧产品磨细至-0.074 mm占95%,在磁场强度为85.1 kA/m条件下磁选,获得了铁品位为56.73%、回收率为83.96%、磷含量为0.78%的铁精矿,该精矿磷含量较高,还需进一步进行降磷研究。试验结果为我国鲕状赤铁矿石的开发利用提供了参考。 相似文献
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针对某复杂微细粒镜铁矿进行了强磁、重选、浮选等多种选矿工艺方案对比试验,结果表明,采用强磁-脱泥-阴离子反浮选联合流程,可获得比较满意的选矿技术指标(铁精矿产率40.84%、品位60.63%、总回收率62.50%),对开发类似复杂难选镜铁矿具有一定的参考、借鉴作用。 相似文献