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相似文献
 共查询到19条相似文献,搜索用时 125 毫秒
1.
某磁铁精矿铁品位为56.14%,硫含量为9.18%,95.75%的硫为磁黄铁矿中的硫。为达到铁精矿硫含量1%的目标,按磨矿—弱磁选—浮选原则流程进行提铁降硫选矿试验。结果表明,磁铁精矿在磨矿细度为-0.043 mm占85%的情况下,采用1粗1精弱磁选脱硅—1粗2精反浮选脱硫流程处理,可获得铁品位67.39%、硫含量0.80%的铁精矿,以及铁品位为62.54%、硫品位为17.50%的高铁硫精矿,为此类高硫磁铁精矿的提铁降硫提供了技术参考。  相似文献   

2.
国外某高硫富磁铁矿铁品位57.52%,铁赋存于磁铁矿中,硫含量高达3.82%,61.64%的硫以磁黄铁矿的形式存在。为合理开发利用该矿石,按弱磁选—浮选原则流程对该矿石进行选矿试验。结果表明,在最佳试验参数下,原矿经一段磨矿(-0.076 mm占45%)—1次弱磁选—二段磨矿(-0.076 mm占85%)—1粗1精弱磁选—分步浮选脱硫流程处理,可获得产率65.73%、TFe品位70.34%的铁精矿,硫含量仅0.28%,满足后续钢铁冶炼要求,可为该高硫铁矿石选矿工艺的确定提供技术参考。  相似文献   

3.
金鼎铁矿采矿区域变化后,矿石硫含量升高,且主要含硫矿物为磁黄铁矿,嵌布粒度细,导致选厂铁精矿产品硫品位超标,影响销售。采用浮选—弱磁选原则流程进行浮选脱硫试验,在磨矿细度-0.074 mm 94%、矿浆p H=7的条件下,以乙基黄药为捕收剂、JL-1为活化剂,原矿经1粗1扫混合浮选—弱磁选(119.43 k A/m)闭路流程选别,可获得铁品位68.81%的铁精矿,硫品位降低至0.201%,满足产品质量要求,可供选厂工艺改造参考。  相似文献   

4.
王勇 《现代矿业》2016,32(9):73
为综合回收攀钢矿业有限公司生产的钒钛铁精矿中的硫和钴,在工艺矿物学分析的基础上,采用磨矿磁选和浮选的方法进行了浮选条件试验、开路流程试验和全流程试验。试验结果表明:采用磨矿弱磁选-脱磁-浮硫1粗1扫3精的开路流程,可获得全铁品位为56.02%、硫品位为30.02%、钴品位为0.30%、硫回收率为16.411%、钴回收率为6.15%的硫钴精矿;脱硫后的铁精矿全铁品位为55.69%、硫品位为0.284%;推荐工业试验流程为分级磨矿-弱磁选后脱磁-浮硫1粗2扫3精的闭路浮选工艺。  相似文献   

5.
铁品位为26.06%的铜硫浮选尾矿中残存有少量难浮磁黄铁矿,弱磁选回收其中的磁铁矿时,该部分磁黄铁矿因磁性较强而进入铁精矿中,导致铁精矿硫含量严重超标。为了获得合格铁精矿,对铜硫浮选尾矿弱磁选铁精矿进行了反浮选脱硫试验研究。结果表明,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回闭路流程处理铁品位为63.14%、硫含量达2.05%弱磁选精矿,最终获得了铁品位为64.53%、含硫0.28%、铁回收率为47.09%的合格铁精矿。弱磁选铁精矿反浮选脱硫效果良好,可作为现场改造的依据。  相似文献   

6.
为将马钢张庄铁矿现场铁品位为65.52%的铁精矿中的SiO_2含量降低至4%,进行了张庄铁矿石的提铁降硅选矿试验。试验通过采用粗粒预选—一段磨矿—1次弱磁选—二段磨矿—1粗1精弱磁选—三段磨矿—1粗1精弱磁选工艺流程,可获得铁精矿产率37.35%、全铁品位68.97%、含SiO_2 3.70%的良好指标,可为现场技术改造提供参考。另将三段磨矿细度放细到-0.030 mm 90%的条件下,进行了用弱磁精矿生产超纯铁精矿的探索试验,采用反浮选工艺脱硅,最低可获得SiO_2含量0.26%、全铁品位为71.58%的高纯铁精矿。  相似文献   

7.
某微细粒赤铁矿选矿工艺研究   总被引:3,自引:1,他引:2  
对某微细粒赤铁矿分别采用阶段磨矿—重选—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程和阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程进行了选别试验,前者获得的铁精矿铁品位为64.88%,铁回收率为79.91%,后者获得的铁精矿铁品位为65.45%,铁回收率为79.84%。从选别指标、流程结构及磨矿成本考虑,推荐采用阶段磨矿—弱磁选—高梯度强磁选—反浮选工艺流程。  相似文献   

8.
首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。  相似文献   

9.
针对田野铁矿选矿厂综合尾矿(150 t/h、铁品位约14%)金属流失较严重的问题,进行了回收试验。试验采用永磁强磁选预富集、弱磁选—磨矿—弱磁选—反浮选流程回收强磁性矿物,可获得3.56t/h铁品位64.61%合格铁精矿;采用高梯度强磁选—磨矿—高梯度强磁选—反浮选流程回收弱磁性矿物,可获得1.27 t/h铁品位55.14%的铁精矿。每年从尾矿可获得铁品位62.15%的混合精矿约3.6万t,经济效益非常可观。  相似文献   

10.
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   

11.
为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明:①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块(-75 mm)中磁干抛-粉矿(-12 mm)弱磁干式预选-一段磨矿(-200目55%)-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿(-200目95%)-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。  相似文献   

12.
为了确定抚顺某磁铁矿石生产超级铁精矿的工艺流程进行了选矿试验。试验采用高压辊磨闭路辊压(湿筛)—粗粒中场强磁选—磨矿分级—弱磁选—预先分级—磨矿分级—弱磁选—浮选流程处理。在高压辊磨机工作压力为8.5 MPa、一段磨矿细度为-0.075 mm占65%,高品位铁精矿高频细筛筛孔宽为0.075 mm,塔磨再磨细度为-0.038 mm占90%,高纯铁精矿1粗2精阳离子反浮选,捕收剂十二胺分段添加量为16.37+8.18+3.27 g/t情况下,可获得:全铁品位为68.01%、全铁回收率为86.21%的高品位铁精矿;全铁品位70.95%、全铁回收率为42.32%的高纯铁精矿,全铁品位为65.40%、全铁回收率为43.89%的副产铁精矿;全铁品位为71.81%、全铁回收率为17.93%、酸不溶物含量0.14%的超级铁精矿,全铁品位为67.08%、全铁回收率为68.28%的副产铁精矿。  相似文献   

13.
吴红  王小玉  刘军  张永 《金属矿山》2021,50(9):79-84
山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明:①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选(143 kA/m)、强磁选(1 114 kA/m)工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。 关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选  相似文献   

14.
中钢集团安徽天源科技股份有限公司,安徽 马鞍山 243000 四川某铁矿石属低硫磷高硅铝酸性弱磁性铁矿石,铁主要以赤铁矿的形式存在。为了给该赤铁矿石的开发利用提供依据,采用粗粒强磁干选-细粒高梯度强磁选-中矿再浮选工艺对其进行了选矿试验。结果表明:原矿破碎、筛分成40~15 mm和-15 mm两部分后,40~15 mm粒级经YCG-350×1000永磁辊式粗粒强磁选机干选,可获得产率为20.42%、铁品位为52.67%、铁回收率为22.47%的的合格块精矿;-15 mm粒级和干选尾矿磨至-0.074 mm占85%后经SLon高梯度强磁选机1次粗选、1次精选、1次扫选,可获得铁品位为60.35%、铁回收率为32.46%的高梯度强磁选铁精矿;高梯度强磁选中矿经脂肪酸类捕收剂NZ 1粗2精正浮选,又能获得铁品位为60.39%、铁回收率为13.11%的浮选铁精矿,从而使综合铁回收率达到68.04%。  相似文献   

15.
广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明:原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。  相似文献   

16.
辽宁某开采深度为1 400 m的深部铁矿石铁品位为37.03%,铁主要以磁性铁及赤褐铁矿的形式存在,分布率分别为72.83%、22.52%,硫、磷等有害元素含量很低。为开发利用该矿石,对其进行了弱磁选-强磁选-混磁精矿反浮选工艺研究。结果表明:矿样磨细至-0.043 mm占75%后,经1段弱磁选-2段强磁选,可得到铁品位47.50%、回收率95.01%的混磁精矿;混磁精矿再磨至-0.038 mm占95%后,以淀粉为抑制剂、RS-3为捕收剂、经1粗1精2扫阳离子反浮选流程处理,可获得铁品位67.21%、回收率85.03%的精矿产品。采用磁选-反浮选流程处理该深部铁矿石获得了较为理想的选别指标,对类似复杂难选深部铁矿石选矿具有借鉴意义。  相似文献   

17.
云南某低品位难选铁锡矿中铁、锡品位分别为30.91%和0.23%,主要回收矿物为磁铁矿和锡石。为充分回收矿石中的有价组分,依据原矿性质,确定采用磁选选铁—浮选选硫—脱泥—锡石选别(重选+浮选)的工艺流程进行选矿试验研究。原矿经过1粗1精两段磁选可以获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的弱磁精矿。弱磁尾矿经过1粗1精2扫选硫后,选硫尾矿中硫品位降至0.46%,硫精矿锡作业回收率仅为6.88%。将浮硫尾矿筛分为+0.043 mm和-0.043 mm粒级样,+0.043 mm粒级样通过摇床能获得锡品位6.48%、锡作业回收率52.54%的摇床精矿产品; -0.043 mm粒级样经水析脱除-0.01 mm细泥后,以水杨羟肟酸+GZ为锡石捕收剂,2号油为起泡剂,闭路浮选最终可获得锡品位5.69%、锡作业回收率70.23%的锡精矿产品,尾矿中锡品位降至0.12%。全流程试验最终获得铁品位60.69%、铁回收率78.63%的磁铁精矿,锡品位5.92%、锡回收率31.93%的锡精矿,总尾矿中锡品位降至0.14%,实现了该铁锡矿资源的综合回收。  相似文献   

18.
对某低品位镜铁矿进行了强磁-阴离子反浮选试验研究。在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占95%条件下, 先采用强磁选抛尾, 再对粗精矿一粗两扫反浮选, 可得到品位为66.12%、作业回收率66.49%的铁精矿, 铁总回收率达到58.70%。  相似文献   

19.
刘军  杨任新  王炬  陆虎 《金属矿山》2018,47(10):70-75
姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低(块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%)。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明:在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m),强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m)-1粗1精阴离子反浮选(以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂),获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。  相似文献   

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