摘要：对某尾矿经预富集-磁化焙烧后的产品分别进行了磨矿-磁选和磨矿-磁选-浮选联合工艺试验研究。TFe品位33.19%的焙烧矿采用磨矿-磁选工艺,在磨矿细度-0.025 mm粒级占97%时可获得TFe品位63.04%、回收率80.04%的铁精矿,虽然工艺流程简单,但磨矿细度在工业生产中较难实现,且磨矿成本极高;采用磨矿-磁选-浮选联合工艺,在磨矿细度-0.025 mm粒级占85%时可获得TFe品位65.36%、回收率73.39%的铁精矿,且磨矿细度在工业生产中可以实现,磨矿成本明显较低。

摘要：浆体管道是以水为介质、输送固体物料的管道,它的推力计算与支座设计不同于油气与热力管道。通过对管道推力的产生、计算及传导进行理论分析,给出了在不同的支座布置方式下支座反力的计算公式及支座设计的建议,并在实际工程中进行了验证,得出这些公式及建议是适用且可行的。

摘要：为简化选厂磁铁矿生产工艺,提高金属回收率,降低选矿成本,试验采用“高压辊磨-湿式预选-阶段磁选-尾矿再磨磁选”工艺,充分利用两段塔磨机细磨,降低磨矿成本,高效电磁精选尾矿再磨再选,铁精矿产率提高15%左右,大幅度提高了选厂效益。

摘要：针对采用“两段连续磨矿、粗细分级、中矿再磨、重选—强磁—分步浮选工艺”流程处理东鞍山含碳酸盐赤铁矿石存在最终精矿品位低等问题,进行了优化工艺流程的探索试验研究。研究结果表明,采用“阶段磨矿、阶段强磁抛尾、混磁精分步浮选工艺”流程处理该矿,通过三段磨矿、三段强磁抛尾,分段提前抛出合格强磁尾矿;三段混磁精采用分步浮选选别,获得品位为65.76%的较高品位最终精矿,较原流程提高4.24个百分点。

摘要：国内某选厂复杂难选铁矿石铁含量为31.69%,赤褐铁分布率占57.24%,磁性铁分布率占31.87%,现场所采用的两段连续磨矿—粗细分级—重磁浮联合选别工艺流程不仅适应性差,而且产品指标不理想。为解决该问题进行了选矿试验研究,结果表明:矿石在连续两段闭路磨矿(-200目80%)情况下,1次弱磁选、2次强磁选,混磁精矿再磨至-320目90%,再1粗1精3扫闭路反浮选,最终获得铁品位为66.45%、回收率为72.28%的优质精矿,与现场精矿相比,铁品位提高了2.45个百分点,铁回收率提高了12.85个百分点,优化效果明显,且优化后的工艺流程简洁、顺畅,易于操作管理。

摘要：为提高某贫赤铁矿尾矿以重选方法再选得到的铁品位为54.49%的粗精矿的质量,采用磁选、重选、浮选3种方法对该粗精矿进行了选别提质试验,确定了阶段磨矿—弱磁—强磁—反浮选工艺,试验最终获得了综合精矿铁品位为64.16%、精矿产率为75.04%、金属回收率为88.35%的较好选别指标,为该尾矿的资源化利用提供了可靠的技术依据。

摘要：为给某大型贫赤铁矿选厂的扩建提供科学依据,开展了矿石性质分析和选矿试验研究。结果表明,全铁含量31.50%,赤褐铁含量19.80%、磁性铁含量7.40%、可磨性与鞍钢齐大山贫赤铁矿石接近的试样采用一次弱磁预选+强磁预选抛尾—球磨—一次弱磁选+强磁选—塔磨机磨矿(-200目为84.5%和89.8%)-1粗1精3扫常温反浮选流程处理,在弱磁预选磁场强度为199.04 kA/m、强磁预选背景磁感应强度为1 T,一段磨矿细度为-200目68.5%,一段弱磁选磁场强度为318.47 kA/m、一段强磁选背景磁感应强度为0.8 T;二段磨矿细度为-200目84.5%和89.8%情况下,对应的浮选温度同为19~21℃、浮选矿浆浓度同为40%左右、矿浆pH值同为11.5左右,对混合磁选精矿计的药剂用量粗选NaOH用量同为1200 g/t、淀粉用量分别对应为1200和1350 g/t、CaO用量480 g/t、改性脂肪酸钠用量分别对应为2000和1800 g/t,精选改性脂肪酸钠用量同为500 g/t,对应的精矿1品位为66.41%、回收率为77.92%,精矿2品位为67.89%、回收率为76.14%,选别指标较好,可作为开发利用依据。