褐铁矿选矿设备联合选别流程

作者来源:开元机械       发布时间: 2017-03-11 05:46
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一、强磁选-浮选

1、强磁选-正浮选

考虑到褐铁矿选矿设备强磁选后尾矿中的粗粒级品位低,因此可以预先抛尾,以提高下一作业入选品位和减少入选量,为此进行了强磁选-正浮选流程、原矿分级强磁选-正浮选流程、磁尾分级-正浮选流程3种流程试验研究。试验结果表明:3种流程的试验指标接近,原因可能是使用分级设备难以解决-0.074到+0.05mm粒级分级问题,现有工艺对于微细颗粒铁矿物的回收仍存在较大的困难,但从技术上和管理等方面考虑强磁选-正浮选(或高梯度磁选)流程是合理的。

2、强磁选-反浮选

高春庆等人根据某褐铁矿的性质和特点,进行了强磁选-反浮选试验研究。反浮选闭路试验中,精矿铁品位明显降低而回收率却未升高,这表明反浮选中矿的返回明显恶化精选作业的分选效果,通过流程改进,最终确定流程为磨矿、强磁选-反浮选-反浮选尾矿再磨再选,取得较好的指标。

在铁坑铁矿的生产实践中,对强磁选尾矿进行处理,该工艺于1993年7月进行了工业试生产,累计指标:原矿含TFe37.91%时,获得磁精矿含TFe53.81%,浮、磁精矿含TFe51.41%,解决了多年来浮选精矿品位低的问题,使浮精产品质量稳定,又提高了回收率。

3、磁化焙烧-磁选

朱德庆等人对安徽褐铁矿采用还原焙烧-磁选工艺进行了研究。他们的结论是在焙烧温度为850℃、焙烧时间为15分钟内以及内配煤比例为5%的条件下。经磁化焙烧,得到铁品位为54.15%、磁化率为2.22的焙烧矿;在磁场强度为46.14kA/m的条件下,得到铁品味为62.94%,铁回收率为87.99%的铁精矿。

4、还原焙烧-磁选-浸出流程

某褐铁矿含钴、锰等,脉石故物有石英、长石等,为充分合理利用该粉矿中铁、钴、锰资源,某科研单位研究了还原焙烧-磁选-浸出工艺流程。经焙烧磁选后得到铁精矿品位51%~53%,铁回收率80%;浸出液中钴浓度1.1g/L,Fe/Co<10,锰物料中锰29%~31%。

5、还原焙烧-弱磁选-反浮选

四川某高磷鲕状赤、褐铁矿含有方解石、绿泥石、磷灰石等。采用了还原焙烧-弱磁选-反浮选工艺对其处理。最终可得到铁品位为60.92%,含磷量为0.225%的合格精矿,并使铁回收率达到72.74%。

6、强磁选-焙烧-弱磁选

对某地低品位褐铁矿采用原矿破碎-风选-强磁选-焙烧-弱磁选流程的选矿工艺,在原铁品味为38%的情况下,可获得精矿品味59.7%、回收率69%的指标。另外霍杰等从风选入手,经风选焙烧磁选工艺后,将原矿由40.95%提高到84.50%。该方法一定程度上减轻了对环境的污染问题,但多次磨矿和两次磁选也会使成本提高。由于vns威尼斯城官网登入国褐铁矿多为低品味复杂难选褐铁矿,因此,该领域的选矿技术突破显得尤为重要。

7、钠化焙烧-浸出-浮选

对某淋滤沉积型含钡、钼褐铁矿采用钠化焙烧-水浸-萃取-浮选流程。确定各项作业条件并试验后得五氧化二钡浸出率80.78%,钼浸出率79.60%;萃取率:V20399.85%,Mo99.90%。对反萃液处理后得产品V2O5纯度99.82%。萃余液用三氯化铁沉淀钼,沉淀率66.70%,钼精矿含钼27.11%,萃余液再经一次粗选、二次扫选、三次精选,中矿返回浮选,铁精矿产率49.84%,铁品味63.67%,铁回收率81.14%.

上述以还原焙烧为基础的联合工艺,虽可以有效地利用褐铁矿资源,但是这些工艺方法能耗高,工艺过程复杂,建设投资大,因而一直未能在工业生产中大规模应用。

8、絮凝-强磁选

对褐铁矿进行了絮凝-强磁选试验。试验结果表明:在铁精矿品味相近情况下,絮凝-强磁选比直接磁选的铁回收率提高了10.97%~15.73%,效果非常明显。分析其原因可能是,原本在强磁选作业中损失的细粒铁矿物,通过选择性絮凝使其表观粒度增大,从而受到更大的磁力而得到回收。由此可见,对细粒级褐铁矿,采用絮凝-强磁选联合工艺确实是有效的途径,但恰当把握矿浆的分散和选择性絮凝过程非常关键。

9、选择性絮凝浮选

褐铁矿原矿品味36.84%,磨矿细度-0.074占75%,在磨矿过程中添加3000g/t碳酸钠和2000g/t水玻璃,使矿浆可以良好分散,经过选择性絮凝浮选精矿品味39.31%,回收率93.02%。由此可见,采用选择性絮凝浮选后精矿品味39.31%,回收率93.02%。由此看出,采用选择性絮凝浮选难以显著提高该矿的铁品味,仅提高约3个百分点。

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