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文档简介

1、云南褐铁矿选矿探索试验研究y 200 h 400 目1009080706054)40302010o为了找岀合理的磨矿时间与辭矿细度之间的关系并为后续试验提供参考'对 包子铺褐铁矿进行磨矿细度与磨矿时间试验。所用矿样为前述的粒度为一如的 试验矿样,矿量500克,磨机充填率45%,磨矿浓度65%,麼矿后用200目和400 目的筛子进行筛分,绘制出磨矿细度与磨矿时间关系曲线。由绘制出的曲线町知' 包子铺褐铁矿较易磨。0 2 468 10 12 m 16 18 20 22 24 26 28磨矿时间(min)图41楊铁矿磨矿细度与磨矿时间关系曲线为了进一步了解褐铁矿在细度为一200 0刊

2、%和一200目95%时的粒度组成和 金属分布情况,对这两个细度的磨矿产品分别做磨矿产品粒度筛分试验,结果见 表4t、表4-2所示。表4-1 一200目50%的福铁矿磨矿产品筛分试验结果粒级(mm)产率(%)品位(%)铁金屈分布率()十 0. 1533.6042.5640. 96-0. 15 +0. 07413.5834. 7513.52-0. 074 +0.04811.5028.819.49-0. 04&+0.0376. 6526.054.96-0. 03734.6731.2831.06合计100. 0034.91100.00从表中可以看出,褐铁矿磨到一200目50%时,+0. 15m

3、m粒级的含量和一0. 037mm粒级的含量所占比例最多,+0. 15mm粒级的品位最高,随粒度变细品位呈降低趋势,但是-0. 037mro粒级的铁品位较中间粒级的高,说明有部分商品位 铁在磨矿过程中容易发生过粉碎,造成铁矿物损失。表4-2 -200 u 95%的褐铁矿磨矿产品筛分试验结果粒级(mm)产率(%)品位(%)铁金属分布率()+0. 0743.0539. 053. 37p. 0740. 04813. 6937. 5514. 53-0. 048 +0. 03711.2033.6810. 66-0. 03772.0635.0871.44合计100. 0035. 38100. 00从表中可以

4、看出,褐铁矿在磨到一200冃95%时,+0. 074mm粒级的铁品位最 高,其他粒级的铁品位相对低一些,但是铁矿物主要富集在-0. 037mm粒级中, 回收率71.44%。4. 2重选试验为了了解在不同细度下福铁矿、赤铁矿和脉石是否可以用重选法分离从而 有效回收褐铁矿和抛尾,分别对细度为200 h 50%、-200目55%、-200目60%、 -200目80%. -200 b 95%的褐铁矿做摇床重选探索试验,试验流程见图4-2,试 验结果见表4-3所示。图4-2摇床重选探索试验流程图表4-3福铁旷在不同细度卜的摇床重选探索试验结果细度(-200目)产品名称产率(%)品位(%)冋收率(%)精矿

5、5.1948. 797.01次精矿12.8742.3415.0950%中矿115. 1531.3413. 15中矿245.6635. 5744.98尾矿21.1333. 7819. 77合计100.0036. 11100. 00精矿59047. 677. 95次精矿17.0536. 6417. 6455%中矿115. 5233.4114. 64中矿237. 2835. 3937. 27尾矿24. 2632. 8222. 49合计100. 0035.40100. 00精矿4. 9949. 266.61次精矿7. 3845. 769. 0860%中矿122. 7830. 6418.77中矿242.

6、 9539. 3045. 40尾矿21.9134. 1720. 11合计100. 0037.18100. 00精矿92549. 7212.41次精矿19. 404& 9824. 5780%中矿11& 0230. 7514.94中矿229.9130.9724.98尾矿23. 4236. 5923. 10合计100.0037.09100.00精矿7.914& 2210.81次精矿12. 6739. 6214.2395%中矿115.5229. 5813.01中矿227. 3432.0124.80尾矿36. 5635. h437. 15合计100. 0035. 28100. 0

7、0从试验结果可以看出,各个细度下得到的褐铁矿精矿品位相差很小,细度较粗(-200目50%> 55%、60%)时的精矿回收率都在7%左右,回收率很低,较细(-200冃80%、95%)时的精矿回收率略有增加,但还是很低,在10%左右。各个细度下得到的摇床重选尾矿品位相近,都在35%左右,而-200目95%的细度下得到的摇床尾矿回收率明显高于其他细度条件下得到的摇床尾矿的回收 率,达到37.15%。各个细度下得到的精矿的品位相近,均在48. 00%左右,中矿1、中矿2和尾 矿的品位相近,均在30%左右。这说明在细度比较粗(-200 0 50%. 556 60%)时,褐铁矿物没有充分解离,摇床重

8、选后得到的精矿的品位还不够理想,且回收 率太低。得到的尾矿的品位明显偏高;细度在-200冃95%时虽然得到的精矿的回 收率增加,但是回收率只有10.81%,还是太低:同时,由于细度变细导致一部分髙品位细粒级的褐铁矿物无法通过摇床重选回收而进入尾矿,造成尾矿的品位和回收率明显升高。综上所述,想要通过传统的单一重选法回收包子铺褐铁矿是不可行的。所以 需要尝试其他选矿方法,本实验继续对强磁选方法回收褐铁矿进行探索。4.3干式盘式强磁选粗粒抛尾试验所用矿样为制样流程图2-1中的1/2留样,将留样先进行筛分分级,因巧mm 粒级的矿样粒度太粗无法做干式盘式强磁选,所以从矿样中筛分岀-5mnr卜2mm粒级和

9、-2mnbnmni粒级,然后用这两个粒级的产品做干式盘式强磁选试验,探索是否可以在粗粒情况下通过干式盘式强磁选方法实现抛尾,从而减少后续试验的入选试验矿o粒级所用的磁场强度分别为前盘05t,后盘0.4t,前盘高度为5. 0mm,后盘奇度为54価。粒级所用的磁场强度分别为前盘 0.5t,后盘0.6t,前盘高度为3. 5mm,后盘高度为30mm。试验流稈见图4-3, 实验结果见表4-4所示。试验矿样干式强磁选 精矿 中1中2 尾矿图4-3干式盘式强磁选试验流程图表4-4褐铁矿干式盘式强磁选粗粒抛尾试验结果粒度(mm)产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)特矿32. 9847. 363&

10、33-5、+2中矿46. 1539. 9245.21尾矿20. 8632. 1516.46合计100. 0040. 75100. 00精矿51.094& 0856.31中矿141.3743. 7441.482、+1中矿21.9831.371.43尾矿5. 566. 130. 78合计100. 0043. 62100. 00通过于式强磁选试验发现,在5nw+2mm利-2mm+lmm粒级范围内対竭铁矿进 行干式强磁选分选能起到提高铁矿品位的冃的,铁精矿品位垠髙能够达到 48.08%,但是-5mm-+2mm粒级得到的尾矿品位偏高,在30. 00%以上,无法达到粗 粒抛尾的效果。-2rnm、&

11、amp;linm粒级得到的尾犷品位虽然很低,达到6.13%,能够实 现粗粒抛尾,但是回收率太低,在工业上无实际意义。为了继续探索粗精矿抛尾 的可能性,对褐铁矿进行湿式强磁选探索试验。4.4湿式强磁选探索试验在细度较粗的情况下(细度为200目50%),对褐铁矿原矿分别做三个磁场 强度人小不同的湿式强磁选试验(磁场强度分别采用l0t、0.9t、0.6t),探索在粗粒情况下是否可以通过该方法实现抛尾的目的。试验流程图见图4-4所示。 强磁选粗选的磁场强度、两次精选的磁场强度和两次扫选的磁场强度均相同,试 验用磁选介质为1/2齿板。试验结果见衷4-5所示,并对得到的磁选产品做粒度 纽成筛分试验。试验矿

12、样场强可变精选i强磁强磁粗选l场强可变强磁精选ii场强可变精一尾1将矿精二尾强磁扫选ii扫一精场强可变扫选i场强可变扫二精强扫尾图4-5褐铁矿强磁选试验流程图表4-5细度200 b 50%褐铁矿強磁选试验结果磁场强度产品名称产率(%)品位(%)回收率(%)精矿30.4048. 4541.47精一尾9. 4441.3210. 98精二尾4. 924& 636. 74lot扫一精16. 2445. 8520. 96扫二精4. 0041.564. 68强扫尾35.0015. 3915. 17合计100. 0035. 52100.00精矿26.7150. 9738. 19精一尾8. 9443.

13、 0210. 79荊二尾49946. 086.450.9t扫_精17.2645. 6522. 10扫二箱48741.575. 67强扫尾37.2316. 0916. 80合计100. 0035. 65100.00精矿& 2450.5412. 00精一尾3. 7749. 395. 36精二尾12.3417. 2716. 820. 6t扫一精16. 9947. 7323.37扫二将6. 5746. 998.90强扫尾52. 0922.3533. 55合计100.0034. 70100.00从表中可以看出,随着磁场强度的减小,精矿品位可以得到提高,但是提高 的幅度比较小,而精矿回收率显著下降

14、,由41.47%降低到12.01%;尾矿品位和回收率随着磁场强度的降低而升高。为了进一步明确各个产品的粒度组成、金属分布情况和在粒度粗时品位低的原因,对细度为-200 b 50%,磁场强度为1.0t时做强磁选试验得到的各个产品进行粒度筛分试验。筛分试验结果见表4-6所示。表4-6细度-200冃50%强磁选产品筛分试验结果从表中可以看出,磁选精矿中+0. 15mm粒级含量最高,-0. 037mn粒级含量产物名称粒级(血厂产率品位(%)铁金属分布率0)+0.155& 2847.0855.46-0.15 -0. 07416.8347.7116.81精矿一0.0747.04812.2748.

15、2912. 40一0 048'+0. 0375. 2849. 485. 46-0. 0379. 3550. 449.87合计100. 0047. 78100. 00+0. 1531.7635. 7832.37-0. 15 +0. 07418. 9626. 2714.19精一尾-0. 0740. 04811.9627. 009. 20一0 048 +0. 0374. 6129. 633.89一0. 03732. 7243 2940.35合计100.0035.10100.00+0. 1530 2937. 6627.380.15、*0 07418.9335. 5916. 17精二尾-0.07

16、4+0.0489. 4036. 06& 13-0. 048'+0.0374. 3539. 284. 10-0. 03737.0349. 7644. 22合计100.0041.67100.00+0.1524.3841.2022. 30-0.15 +0. 07412.9640.1511.55扫一精-0. 074'+0. 0487.5441.76699-0.048 *0.0375. 3044.625. 25-0. 03749.8248. 7353.91合计100.0045. 04100.00+0.1524.4139. 5421.79-0. 157. 07412.6039. 9

17、511.37打二精-0. 074 +0. 0489. 0640. 368.25-0. 048七.0376. 3043. 046.12-0. 03747. 6448. 7852.47合计100. 0044.29100. 00+0.156. 3913.314.63-0. 15 +0. 0749. 58& 174.26强打尾一 0 074+0.04810. 826. 043. 56-0. 048 +0.0377. 707.082.97-0. 03765.5123. 7084. 58合计100. 0018. 36100. 00较低,随着粒度的减小品位在上升;精一尾、精二尾、扫一精和打二精中+0

18、. 15mm和级含量咼,品位不高,-f). 037mm粒级含量咼,品位也高;-015帧粒级中随着粒度的减小品位升高。尾矿中-0. 037mm粒级含量髙达65.51%,铁回收率为84. 58%,说明铁主要损失在细粒级屮。从精矿筛分可以看出,精矿品位不高的原因是粒度粗,解离不好,通过细磨 可以提髙精矿品位。所以需要对湿式强磁选试验进行进一步的深入研究,从而得 到更好的试验结果,优化选矿工艺流程。4. 5探索试验小结通过对上述探索试验结果的总结分析,在本试验范围内可得到以下几点结 论:(1) 包子铺褐铁矿在磨矿过程中容易发生过粉碎,造成大星褐铁矿集中在 -o. 037mm粒级中,给有效回收褐铁矿带来因难。(

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