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高壓輥磨超細碎優化七角井礦分選流程研究

2024-03-08 02:12:02曹克杰展仁禮陳鐵軍姜翔波
礦山機械 2024年2期

曹克杰,展仁禮,陳鐵軍,姜翔波

1酒鋼集團宏興股份公司 甘肅嘉峪關 735100

2武漢科技大學資源與環境工程學院 湖北武漢 430081

3冶金礦產資源高效利用與造塊湖北省重點實驗室 湖北武漢 430081

酒 鋼集團七角井選礦廠采用三段二閉路破碎流程,磨選系統采用三段磨礦三段磁選流程,原礦入選鐵品位為 27%,精礦鐵品位為 60%,選礦比為4.0[1-5]。選礦比過大,造成選礦成本較高,資源不能有效利用。目前酒鋼面臨自產鐵礦資源短缺的問題[6-10],勢必要優化鐵礦石的選礦工藝,以經濟高效的選礦工藝流程對七角井鐵礦資源進行合理開發利用,為酒鋼轉型升級高質量發展提供資源保障。

高壓輥磨機自 20 世紀由 Sch?enen 教授基于層壓粉碎理論研發以來,憑借能耗鋼耗低、產品粒度分布均勻、設備作業率高、可磨度高等諸多優勢,在國內鐵礦選礦廠得到廣泛的應用[11-13]。李賢杰等人[14]采用高壓輥磨機和傳統顎式破碎機對陜西某鐵礦進行破碎,結果表明高壓輥磨破碎產品 -0.074 mm 細粒級增加 18.35%,相對可磨性系數為 1.875;對其進行粗粒級磁選拋尾試驗,結果表明高壓輥磨破碎產品精礦產率提高 9.97%,品位提高 3.94%。遼寧撫順傲牛鐵礦[15]采用高壓輥磨機代替傳統破碎設備,使后續磨礦分選流程得到優化,節能降耗效果顯著。本研究針對七角井鐵礦礦物嵌布粒度細、入選鐵品位低的特點,采用成熟可行的高壓輥磨+粗粒預先磁選拋尾流程,探究其對七角井礦物的分選效果,為酒鋼集團對該礦的合理開發提供參考。

1 原料性質

1.1 化學組成分析

對原料進行元素分析,分析結果如表1 所列。

表1 礦石化學成分分析結果Tab.1 Results of chemical composition analysis of ore %

由表1 可知:礦石中可供選礦回收的主要元素為鐵,原礦中鐵品位為 23.32%;由m(CaO+MgO)/m(SiO2+Al2O3)=0.19 可知,礦石屬于酸性礦石;主要雜質組分 SiO2的含量高達 47.42%,其余雜質組分 CaO、MgO、Al2O3的含量分別為 5.21%、4.15%、2.31%;有害雜質 P、K2O、Na2O 含量分別為 0.181%、0.560%、0.497%;S 含量較低,為 0.129%。

1.2 鐵物相分析

為了解礦石中鐵礦物的物相組成,對礦石進行了鐵物相分析,分析結果如表2 所列。

表2 鐵物相分析結果Tab.2 Analysis results of iron phase %

由表2 可知:鐵礦物主要以磁鐵礦和赤褐鐵礦形式存在,磁鐵礦的分布率為 68.94%,赤褐鐵礦的分布率為 13.80%,兩者合計為 82.74%;其次是硅酸鐵,分布率為 13.12%;碳酸鐵和硫化鐵含量較少。因此,礦石中的磁鐵礦是主要回收礦物。

1.3 粒度組成

對原料進行粒度組成篩析,篩析結果如表3 所列。

表3 粒度篩析結果Tab.3 Particle size screening analysis

篩析結果表明:礦物中,分布量最多的是 40~30 mm 粒級,分布率為 38.37%;其次是 50~40 mm 和30~20 mm 粒級,分布率分別為 26.85% 和 20.56%;其他粒級分布率均小于 10%,細粒級 -3 mm 的占比僅為1.80%。可見,礦物中粉礦含量少,有利于干式磁選拋尾。

2 試驗方法及工藝流程

采用高壓輥磨+粗粒預先磁選拋尾流程對該礦礦石進行分選,試驗流程如圖1 所示。

圖1 試驗工藝流程Fig.1 Experiment process flow

首先,將原礦進行粗碎,對粗碎產品進行干式磁選拋尾。磁選所用設備為 CTDG-0808 型磁滑輪干選機,在磁場強度為 450 mT 的條件下,進行筒體表面線速度和處理量條件試驗,探究不同線速度和處理量對分選結果的影響。

然后,將一段磁選拋尾的粗精礦產品進行破碎,破碎至 0~20 mm 再對其進行二段磁選拋尾試驗。試驗采用 CTDG-0808 型磁滑輪干選機,在磁場強度為450 mT,處理能力為 120 t/h 的條件下,進行不同線速度條件試驗。

最后,將分選所得的精礦產品進行高壓輥磨粉碎處理,對其破碎產品進行 3 mm 或 5 mm 篩分。針對篩下產品,使用 T-CCT1006 型、磁場強度為 500 mT的粗粒濕式磁選機,以及 CTL-0908 型、磁場強度為300 mT 和 CTL-0605 型、磁場強度為 100 mT 粉礦干選機進行濕式和干式磁選拋尾試驗。

3 試驗結果與分析

3.1 一段磁選拋尾試驗

3.1.1 線速度條件試驗

使用磁滑輪干選機對原料進行干式磁選拋尾筒體表面線速度條件試驗。試驗條件:磁場強度為 450 mT,處理能力為 180 t/h,試驗流程為一次選。試驗結果如表4 所列。

表4 一段干式磁選線速度條件試驗結果Tab.4 Experiment results of line speed condition at first stage of dry magnetic separation

由表4 可知:隨著筒體表面線速度的增加,精礦鐵品位升高,產率下降,回收率下降。當筒體表面線速度從 1.6 m/s 增加到 3.4 m/s 時,拋尾率從 5.81% 升高到 34.40%,尾礦鐵品位從 8.67% 升高到 13.67%,尾礦磁性鐵品位從 0.92% 升高到 5.90%;精礦中鐵品位從 24.25% 提高到 28.52%,鐵回收率從 97.84% 下降到79.91%,磁性鐵品位從 16.94% 升高到 21.95%,磁性鐵回收率從 99.67% 降低到 87.65%。

考慮到本次試驗原礦入選鐵品位較低,粗拋時需提高精礦回收率,因而選取筒體表面線速度為 2.0 m/s。此時,預選精礦全鐵品位為 24.93%,拋尾率為 10.96%,鐵回收率為 95.19%,磁性鐵回收率為98.97%。

3.1.2 處理能力條件試驗

使用磁滑輪干選機對鐵品位為 23.32%、粒度為50~0 mm 綜合樣原礦進行干式磁選處理能力條件試驗。試驗條件:磁場強度為 450 mT,筒體表面線速度為 2.0 m/s,處理能力分別為 120、180、240 和 308 t/h,試驗流程為一次選。試驗結果如表5 所列。

表5 一段干式磁選處理量條件試驗結果Tab.5 Experiment results of treatment capacity condition at first stage of dry magnetic separation

由表5 可知:磁滑輪干選機的處理能力在 120~308 t/h 之間變化時,對選別指標影響較小。當處理能力從 120 t/h 提高到 308 t/h 時,拋尾率從 10.96%到 12.03%,尾礦鐵品位從 10.23% 到 11.10%,磁性鐵品位從 1.52% 到 2.30%;入選鐵品位從 24.93%提高到 25.19%,精礦磁性鐵回收率從 98.97% 降到 98.29%。綜合考慮,選取處理能力為 180 t/h,此條件下,可獲得鐵品位為 25.06%、磁性鐵回收率為98.79% 的鐵精礦,尾礦磁性鐵品位為 1.69%。

3.1.3 干式磁選拋尾試驗

根據條件試驗確定的工藝參數,即筒體表面線速度為 2.0 m/s,處理能力為 180 t/h,磁場強度為 450 mT,對鐵品位為 23.32%、50~0 mm 粒度綜合樣原礦進行干式磁選拋尾流程試驗,試驗結果如表6 所列。試驗流程為一次選,同時為后續作業生產選礦試驗樣品。

表6 一段干式磁選拋尾試驗結果Tab.6 Experiment results at first stage of dry magnetic separation for tailing discarding

由表6 可知:一段磁選拋尾試驗可獲得產率為88.87%、鐵品位為 24.85%、磁性鐵回收率 98.91% 的鐵精礦,尾礦磁性鐵品位為 1.58%。可見,在上述試驗條件下,50~0 mm 粒度的綜合樣原礦干式磁選拋尾效果良好。

3.2 二段磁選拋尾試驗

將鐵品位為 24.85%、粒度為 50~0 mm 的干選粗精礦破碎到 20~0 mm 后,進行干式磁選拋尾試驗。破碎后樣品粒度組成篩析結果如表7 所列。

表7 二段干式磁選給礦粒度篩析結果Tab.7 Screening analysis results of particle size at second stage of dry magnetic separation

篩析結果表明:20~0 mm 干選精礦中,分布最多的粒級是 20~15 mm,分布率為 26.87%;其次是15~10 mm、10~8 mm 和 5~3 mm,分布率分別為23.03%、12.73% 和 11.92%;其他粒級分布率均小于10%。可見,該礦樣粗粒級含量多,有利于干式磁選拋尾。

3.2.1 線速度條件試驗

使用磁滑輪干選機對鐵品位為 24.85%、粒度為20~0 mm 的粗精礦,在磁場強度為 450 mT,處理能力為 120 t/h 條件下,進行干式磁選拋尾線速度條件試驗,試驗流程為一次選。試驗結果如表8 所列。

表8 二段干式磁選拋尾線速度條件試驗結果Tab.8 Experiment results of line speed condition at second stage of dry magnetic separation for tailing discarding

試驗結果表明:隨著筒體表面線速度增加,拋出的尾礦量增多,精礦鐵品位升高。當筒體表面線速度從 1.8 m/s 增加到 3.6 m/s 時,拋尾率由 4.73%到 23.21%,尾礦鐵品位由 8.72% 到 12.85%,磁性鐵品位由 1.40% 到 5.08%;入選鐵品位從 25.45% 提高到28.24%,精礦磁性鐵回收率從 99.63% 降低到 93.40%??紤]到拋尾中磁性鐵含量較高的特點,選取不拋尾(或拋尾)、筒體表面線速度為 2.6 m/s 時所得粗精礦進行后續輥壓試驗。

3.2.2 磁選拋尾試驗

根據條件試驗確定的工藝參數,即筒體表面線速度為 2.6 m/s,處理能力為 120 t/h,磁場強度為 450 mT,對鐵品位為 24.85%、粒度為 20~0 mm 粗精礦進行干式磁選拋尾流程試驗,試驗結果如表9 所列。試驗流程為一次選,同時為后續作業生產選礦試驗樣品。

表9 二段干式磁選拋尾試驗結果Tab.9 Experiment results at second stage of dry magnetic separation for tailing discarding

由表9 可知:二段磁選拋尾試驗可獲得產率為89.28%、鐵品位為 26.73%、磁性鐵回收率為 98.58%的鐵精礦,尾礦磁性鐵品位為 2.38%。

3.3 高壓輥磨機破碎再磁選試驗

使用高壓輥磨機對二段干選粗精礦進行了輥壓破碎試驗,給礦粒度為 20~0 mm,鐵品位為 26.73%。對其破碎到粒度 5~0 mm、3~0 mm 后,進行干式或濕式磁選拋尾試驗,試驗流程為一次選。三段給礦粒度組成篩析結果如表10 所列。

表10 三段磁選給礦粒度篩析結果Tab.10 Screening analysis results of particle size at third stage of magnetic separation

使用磁場強度為 500 mT 的粗粒濕式磁選機,以及磁場強度 300 mT 和磁場強度 100 mT 的粉礦干選機,分別對粒度 5~0 mm 或 3~0 mm 產品進行干式或濕式磁選試驗,試驗流程為一次選。試驗結果如表11 所列。

表11 三段磁選試驗結果Tab.11 Experiment results at third stage of magnetic separation

試驗結果表明:干式磁選拋出的尾礦磁性鐵品位較高,濕式磁選拋出的尾礦磁性鐵品位較低,濕式磁選拋尾效果優于干式磁選;因此,選取濕式磁選工藝對輥壓產品進行預選拋尾。此外,給礦粒度 3~0 mm拋出的尾礦量比給礦粒度 5~0 mm 多,尾礦中磁性鐵品位低,這說明給礦粒度 3~0 mm 濕式拋尾效果優于 5~0 mm。

綜上,綜合樣原礦三段 50~0、20~0、3~0 mm 與 50~0、20~0、5~0 mm 磁選拋尾數質量流程圖分別如圖2、3 所示。

圖2 綜合樣原礦三段(50~0、20~0、3~0 mm)磁選拋尾數質量流程圖Fig.2 Flow chart of quantity and quality of magnetic separation for tailing discarding in three stages(50~0,20~0,3~0 mm)of raw ore of composite sample

圖3 綜合樣原礦三段(50~0、20~0、5~0 mm)磁選拋尾數質量流程圖Fig.3 Flow chart of quantity and quality of magnetic separation for tailing discarding in three stages(50~0,20~0,5~0 mm)of raw ore of composite sample

4 結論

(1)一段磁選拋尾條件試驗確定筒體表面線速度2.0 m/s、處理能力 180 t/h。磁場強度 450 mT 為最佳參數,可獲得產率為 88.87%、鐵品位為 24.85%、磁性鐵回收率為 98.91% 的鐵精礦,尾礦磁性鐵品位為1.58%。

(2)二段磁選拋尾條件試驗確定筒體表面線速度2.6 m/s、處理能力 120 t/h、磁場強度 450 mT 為最佳工藝參數,可獲得產率為 89.28%、鐵品位為 26.73%、磁性鐵回收率為 98.58% 的鐵精礦,尾礦磁性鐵品位為2.38%。

(3)根據高壓輥磨機破碎磁選拋尾試驗,可得出干式磁選拋出的尾礦磁性鐵品位較高,濕式磁選拋出的尾礦磁性鐵品位較低,濕式磁選拋尾效果較好。

(4)高壓輥磨機破碎磁選拋尾試驗中,3 mm 濕式磁選拋尾工藝中磁選精礦品位為 28.62%,回收率為94.83%;5 mm 濕式磁選拋尾工藝中磁選精礦品位為28.35%,回收率為 95.54%。

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