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针对某低品位菱铁矿较难获得高品位铁精矿的情况,分别进行了磨矿-强磁选、焙烧-磨矿-弱磁选2种工艺的试验研究,磨矿-强磁选工艺可获得铁精矿产率为61.57%、精矿铁品位为42.14%、回收率为70.08%的选别指标,焙烧-磨矿-弱磁选工艺可获得铁精矿产率为51.93%、精矿铁品位为62.49%、回收率为87.68%的选别指标,后者指标较好,但成本也高,故对此矿样的开发利用,尚需进行详细的技术经济分析。 相似文献
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对铁品位34%左右的某铜铁矿山选铜尾矿进行了单一强磁选、强磁选-重选、强磁选-磨矿-反浮选、强磁选-磨矿-强磁选-反浮选、磨矿-强磁选-反浮选的多方案试验研究, 经对比分析, 最终确定采用磨矿-强磁选-反浮选工艺, 可获得精矿铁品位63.17%、回收率70.30%的良好指标。 相似文献
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江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO2品位2.63%,钛铁矿嵌布粒度细,矿石矿物组成复杂,黏土含量高。为开发利用该矿石资源,在工艺矿物学性质研究的基础上,首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验,磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO2损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿—阶段磁选试验,TiO2品位由6.78%提高至14.53%;二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选,重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂,经1粗4精1扫闭路浮选,能获得TiO2品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此,采用原矿强磁预选—预选精矿二阶段磨矿阶段磁选—磁选精矿螺旋溜槽重选—重选精矿浮选的联合选矿工艺,最终能获得TiO2品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。 相似文献
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江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO2品位2.63%,钛铁矿嵌布粒度细,矿石矿物组成复杂,黏土含量高。为开发利用该矿石资源,在工艺矿物学性质研究的基础上,首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验,磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO2损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验,TiO2品位由6.78%提高至14.53%;二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选,重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂,经1粗4精1扫闭路浮选,能获得TiO2品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此,采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺,最终能获得TiO2品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。 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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为优化酒钢集团某矿厂铁矿分选工艺流程,提高入磨矿品位,降低选矿成本,开展了高压辊磨超细碎—预先磁选抛尾试验研究。结果表明,一段磁选抛尾精矿铁品位为24.85%,磁性铁回收率为98.91%,尾矿磁性铁品位为1.58%;二段磁选精矿铁品位为26.73%,磁性铁回收率为98.58%,尾矿磁性铁品位为2.38%;在高压辊磨磁选试验中,湿式磁选抛尾效果较好,在3 mm湿式磁选抛尾工艺中,磁选精矿品位为28.62%,回收率为94.83%;在5 mm湿式磁选抛尾工艺中,磁选精矿品位为28.35%,回收率为95.54%。 相似文献
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山东某磁铁矿在工艺矿物学研究的基础上进行了3种选矿工艺的研究对比,采用原矿筛分分级-干式磁选- 湿式粗粒磁选-连续磨矿-弱磁选原则流程,〖JP3〗可获得铁品位为66.21%、回收率为69.10%铁精矿;采 用原矿筛分分级-干式磁选-湿式粗粒磁选-2段阶段〖JP〗磨矿-弱磁选流程,可获得铁品位为66.48%、 回收率为68.58%的铁精矿;采用原矿筛分分级-干式磁选-湿式粗粒磁选-3段阶段磨矿-弱磁选流程,可 获得铁品位为66.61%、回收率为68.47%的铁精矿。试验结果表明:与原则流程相比,3段阶段磨矿可有效提 高铁精矿质量降低磨矿量,有效节省磨矿费用。 相似文献
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新疆某磁铁矿铁矿物嵌布粒度微细,磁选铁精矿品位难以达到60%,对其进行了选矿试验研究。试验结果表明:采用单一磁选工艺,即使将矿石细磨至-0.048mm90%,也不能使精矿铁品位达到60%以上。而采用弱磁选-磁选柱工艺,在最终磨矿细度为-0.038mm95%时,磁选柱精矿品位可以达到60%以上,磁选柱作业回收率87.56%,选矿指标相对较优。 相似文献
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《现代矿业》2021,(8)
某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。 相似文献
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采用磨矿-弱磁选-中强磁选-中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选(磁场强度为95.50 kA/m)。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038 mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。 相似文献
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为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选—欠烧矿二次焙烧后抛废—磨矿—弱磁选工艺处理所存在的磨矿效率、精矿铁品位和铁回收率均较低等问题,进行了选矿试验研究。结果表明,原料破碎至0~5 mm后经粉矿干选,干选精矿磨矿—弱磁选,干选中矿二次焙烧—磨矿—弱磁选,最终可获得铁品位为58.31%,回收率为84.39%的铁精矿,粉矿干式抛尾产率为7.56%、铁品位为7.75%,需进行二次焙烧的中矿产率为18.03%。与现场生产指标相比,新工艺精矿铁品位高3个百分点左右,铁回收率高2个百分点左右。因此,新工艺是处理现场焙烧矿的合适工艺,具有节能减排、降本提质的效果。 相似文献
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为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选-欠烧矿二次焙烧后抛废-磨矿-弱磁选工艺处理所存在的磨矿效率、精矿铁品位和铁回收率均较低等问题,进行了选矿试验研究。结果表明,原料破碎至0~5 mm后经粉矿干选,干选精矿磨矿-弱磁选,干选中矿二次焙烧-磨矿-弱磁选,最终可获得铁品位为58.31%,回收率为84.39%的铁精矿,粉矿干式抛尾产率为7.56%、铁品位为7.75%,需进行二次焙烧的中矿产率为18.03%。与现场生产指标相比,新工艺精矿铁品位高3个百分点左右,铁回收率高2个百分点左右。因此,新工艺是处理现场焙烧矿的合适工艺,具有节能减排、降本提质的效果。 相似文献
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针对辽西风化壳型钒钛磁铁矿有用矿物难以回收利用的问题,进行了详细的工艺矿物学研究。矿石中金属矿物主要为磁铁矿、(钛)磁铁矿、钒磁铁矿、钛铁矿,非金属矿主要有长石、角闪石和石英。其中钛、钒主要以类质同象的形式赋存在磁铁矿中,且矿石中磁铁矿、钛铁矿及脉石矿物嵌布关系复杂,解离困难。分别采用直接磨矿-弱磁选预富集、粗粒干式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集、粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选预富集工艺进行了预富集工艺对比试验。结果表明,粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选无论在功耗还是回收率指标方面均优于其余2种工艺。采用该工艺在磨矿细度为-0.074 mm占70%条件下,获得了V2O5含量为1.561%、回收率为60.96%,TFe品位为40.43%、回收率为24.83%的预富集精矿,可以满足后续直接酸浸提钒的工艺要求。对粗粒湿式预抛尾-磨矿-弱磁选工艺获得的精矿、尾矿进行分析检测表明,钒、钛以类质同象的形式替换磁铁矿中的铁,使预富集精矿铁品位较低,预富集精矿中磁铁矿、钛磁铁矿、脉石矿物嵌布关系复杂紧密,无法通过机械磨矿使其解离。因此,即使继续增加磨矿细度,预富集精矿全铁品位也仅能保持在40%左右,不能再继续提高。 相似文献