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河北某磁铁矿石铁品位为38.54%,主要有用矿物为磁铁矿,为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明:原矿经干式磁选抛尾—湿式粗粒磁选抛尾—磨矿—1粗1精弱磁选流程选别,可获铁品位65.67%、铁回收率83.95%、磁性铁回收率96.09%的铁精矿,为开发利用该矿石提供了技术依据。 相似文献
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攀钢朱兰采场经数十年的开采,产能逐步衰减。为了确保攀枝花本部矿区的可持续发展,对朱兰采场北延矿体——太阳湾矿段的类似矿石开发利用工艺进行了试验研究。结果表明,矿石TFe、TiO2、V2O5品位分别为21.49%、10.54%、0.17%,属高硫、酸性、低铁高钛型原生钒钛磁铁矿石;矿石经两阶段磨矿弱磁选,可获得产率为18.56%、TFe品位为54.06%、TiO2品位为11.66%、TFe回收率为46.69%的铁精矿;弱磁选铁尾矿经过两段强磁选+浮选流程处理,可获得产率为9.54%、TiO2品位为47.00%、TiO2回收率为42.54%的钛精矿;太阳湾钒钛磁铁矿石具有较高的开发利用价值,开发利用太阳湾矿石资源可以提高攀枝花本部资源的保障能力,延长矿山的稳产服务年限。 相似文献
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鞍千磁铁矿石铁品位为29.25%,铁主要以磁铁矿的形式存在,磁铁矿中铁的分布率为79.02%,主要脉石矿物为石英。为高效开发利用该低品位铁矿石,强化磁选分选效率,进行短流程工艺优化试验。采用
了化学多元素分析、铁物相检测和XRD分析等手段对矿石性质进行分析,并在此基础上进行了新型流程设计,针对-1 mm、-2 mm、-3 mm、-4 mm 4种粒级高压辊磨破碎产物进行了一段弱磁预选试验、弱磁预选精矿再磨
再选试验和弱磁预选尾矿强磁再选探索试验。结果表明:①物料破碎粒度越细,弱磁预选精矿品位和回收率越高,由于高压辊磨设备处理细粒级物料效果较差,确定-3 mm为最佳破碎粒度,此时精矿铁品位为38.03%、
铁回收率为88.12%;②预选精矿再磨试验中,增加再磨细度,弱磁精选精矿的铁品位不断上升,铁作业回收率则不断下降,最佳磨矿细度为-0.038 mm占94.30%,此时铁的总回收率为81.99%;③强磁探索试验中,随着
磁场强度的增加,4个粒级的强磁精矿铁品位逐渐下降,铁作业回收率逐渐提高后趋于平稳,尾矿抛尾产率逐渐减少;④选取-3 mm弱磁尾矿,在背景磁感应强度为1.0 T、给矿速度1.3 kg/min、给矿水流量6.5 L/min
、转环转速2.0 r/min、脉动200 次/min的条件下,最终可获得铁品位为16.54%、铁作业回收率为80.93%的强磁精矿,其回收价值不高,故舍弃强磁流程。最终确定了“高压辊碎磨—弱磁预选—细磨—弱磁精选”工艺
流程替代原有的“阶段磨矿、粗细分选、重选—强磁选—阴离子反浮选”复杂长流程。试验完成了对鞍千矿业公司原有流程的优化,对鞍千矿业及鞍山地区磁铁矿选矿工艺指标改善具有参考意义。 相似文献
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内蒙古大坝沟超贫磁铁矿石铁品位仅15.68%,且有21.81%的铁以硅酸铁形式存在,同时有少量磁铁矿因呈微细粒包裹于石榴石、黑云母中而难以解离。为了给该矿石的开发利用提供依据,对其进行了选矿工艺研究。结果表明:采用块矿干选-闭路高压辊磨-粉矿干选抛尾工艺处理该超贫磁铁矿石,可以预先抛除产率达54.16%、铁品位为7.71%的合格尾矿,从而使矿石铁品位由15.72%提高到25.19%,而磁性铁损失率仅4.68%;预选精矿经阶段磨矿-细筛分级-阶段弱磁选,可以获得铁品位为65.52%、作业铁回收率为78.14%的合格铁精矿,其对原矿的铁回收率为57.39%。 相似文献
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姑山矿和睦山选矿厂入磨磁铁矿石(20~0 mm)中存在大量废石,导致选矿生产效率低、生产成本高、尾矿库压力大、影响最终精矿品质的提升。为解决这些问题,对入磨铁矿石分别采用XGD65 50吸出辊带式干选机和ZCLA560 500选矿机进行了干式预选和湿式预选试验研究。结果表明:入磨磁铁矿石采用干式预选可抛除产率达15.94%的尾矿,抛尾全铁品位8.68%,尾矿磁性铁品位1.20%,预选精矿较原矿全铁品位提高了4.48个百分点。入磨磁铁矿石采用湿式预选可抛除产率达21.34%的尾矿,抛尾全铁品位8.89%,预选精矿较原矿全铁品位提高了6.74个百分点。预先抛尾减少了入磨矿石量,提高了后续作业的入选铁品位,有利于降低能耗、提高流程处理能力,为选矿流程的技术改造提供了依据。 相似文献
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为了确定安徽某贫磁铁矿石的高效开发利用工艺,进行了选矿试验。结果表明:①30~0 mm原矿在单位压力45 N/mm2下开路辊磨,F50/P50值为46。②矿石采用高压辊磨机闭路辊磨—湿式中场强磁选抛尾—2阶段磨矿(一段磨矿-200目占50%、二段磨矿-200目占85%)弱磁选—筛分—筛上再磨(-200目占85%)弱磁选、筛下直接弱磁选流程处理,30~0 mm原矿辊磨至335~0 mm所对应流程的精矿铁品位为6542%、铁回收率为7293%、磁性铁回收率为9699%;50~0 mm原矿辊磨至6~0 mm所对应流程的精矿铁品位为6521%、铁回收率为7333%、磁性铁回收率为9707%。 相似文献
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针对某极贫磁铁矿石性质特点,采取粗粒湿式预选技术对某极贫磁铁矿进行了有效经济的选别,获得了较好的选别指标,为开发利用极贫磁铁矿资源提供了科学的理论依据. 相似文献
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对马钢南山矿业公司和尚桥铁矿石进行了简单的分析,着重对矿石进行了预选工艺技术条件和预选产品磨选工艺技术条件研究。结果表明:矿石经3~0 mm湿式粗粒预选后,再经两阶段磨矿-弱磁选,可以获得铁品位为64.02%、回收率为68.18%的铁精矿。 相似文献
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某高硫铅锌矿石选矿试验 总被引:1,自引:0,他引:1
某高硫铅锌矿石中磁黄铁矿和黄铁矿含量大、铅锌嵌布关系复杂、嵌布粒度细等,以新药剂BK-509和BK-512抑制硫化铁矿物,采用磁选-铅锌依次优先浮选工艺进行了铅、锌、硫分离试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选、2粗2扫浮选选铅、铅粗精矿再磨至-0.043 mm占85%情况下4次精选、铅扫选尾矿1粗2扫选锌、锌粗精矿再磨至-0.043 mm占90%情况下4次精选,获得了铅品位为56.71%、回收率为76.85%的铅精矿,锌品位为45.98%、回收率为75.57%的锌精矿。试验的铅、锌精矿指标理想,可作为铅锌回收工艺流程设计的依据。 相似文献
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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
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通过试验室试验和扩大连选试验,研究了以酯105作为捕收剂浮选酒钢桦树沟铜矿石的选别效果,并与丁黄药进行了对比。结果表明,采用相同的浮选流程,酯105所获铜精矿品位为22.51%,比丁黄药所获铜精矿的品位高出3.72个百分点,而且酯105还具有药剂制度简单、药剂成本低、尾矿水水质好等优点,为此推荐采用酯105选别桦树沟铜矿石。本研究成果已被作为桦树沟铜矿选矿厂的设计依据。 相似文献
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云南某含金铜矿石铜品位1.06%、金品位0.38 g/t、硫品位3.56%。为在回收铜的同时可以综合回收金等贵金属,在自然pH条件下进行浮选试验。结果显示:新型环保抑制剂D82在有效抑制黄铁矿的同时,还可以提高金的回收指标;在磨矿细度为-0.074 mm占75.5%条件下,以D82为抑制剂、Z-200为捕收剂,经1粗2精2扫铜浮选,浮铜尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂,经1粗1精1扫选硫,闭路试验得到的铜精矿铜品位46.83%、金品位14.22 g/t、铜回收率93.22%、金回收率78.96%,硫精矿硫品位58.69%、回收率75.18%。以D82为抑制剂可以在自然pH条件下实现抑硫浮铜,对伴生贵金属的硫化矿浮选具有借鉴价值。 相似文献
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云南金山氧化铜矿含铜3.184%,氧化率70.85%,属于高氧化率的氧化铜矿石。针对该矿石的特点,采用硫化浮选工艺,两次粗选、一次精选、三次扫选,获得铜精矿品位为22.087%、回收率为87.06%的良好指标,为开发该铜矿资源奠定了试验基础。 相似文献