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湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。 相似文献
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为考察高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿石还原焙烧的可能性,以鄂西某铁品位为42.72%的鲕状赤铁矿石和河北某铁品位为23.96%、固定碳含量为32.83%的高炉灰为原料,进行了共还原焙烧回收铁试验。结果表明:在高炉灰用量为30%、共还原焙烧温度为1 150 ℃、焙烧时间为60 min、还原产品磨矿细度为-0.043 mm占96%、磁选磁场强度为87.58 kA/m条件下,可获得铁品位为91.88%、回收率为88.38%、磷含量为0.072%的还原铁。不同高炉灰用量下焙烧产品的XRD分析结果表明:随高炉灰用量的增加,铁的衍射峰逐渐增强,增加高炉灰用量有利于含铁矿物被还原成金属铁,但还原铁产品磷含量也升高。高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿共还原焙烧,为高效利用高炉灰和难选铁矿石提供了一种新思路,又可以降低鲕状赤铁矿石直接还原焙烧的成本,同时减轻高炉灰对环境的污染,具有较高的经济和环境效益。 相似文献
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东鞍山某鲕状赤铁矿石铁品位为44.53%、P2O5含量为2.25%。矿石中赤铁矿主要以鲕状集合体形式存在,嵌布粒度微细,属难选矿石,采用传统选矿工艺难以获得理想的选别指标。为给该矿石合理开发利用提供依据,进行了悬浮焙烧-磁选试验。结果表明:在给矿细度为-0.074 mm占75%、总气流量为8 m3/h、H2浓度为40%、焙烧温度为650 ℃、焙烧时间为75 s条件下进行悬浮焙烧,焙烧产品磨细至-0.074 mm占95%,在磁场强度为85.1 kA/m条件下磁选,获得了铁品位为56.73%、回收率为83.96%、磷含量为0.78%的铁精矿,该精矿磷含量较高,还需进一步进行降磷研究。试验结果为我国鲕状赤铁矿石的开发利用提供了参考。 相似文献
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宣龙式鲕状赤铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验 总被引:1,自引:0,他引:1
宣龙式鲕状赤铁矿石铁品位较高,达48.65%,主要铁矿物为赤铁矿,占总铁的85.84%,其次是碳酸铁,占总铁的9.50%,磁性铁含量较低,仅占总铁的3.12%;脉石矿物主要为石英,磷、铝等有害元素含量均不高。为探索该资源的高效、低耗开发利用方案,采用磁化焙烧—弱磁选工艺进行了选矿试验研究。结果表明,0.2~0 mm的烟煤与-0.074 mm占62%的试样按质量比12%混合,在800℃下焙烧45 min,焙烧产物磨至-0.074 mm占89.2%的情况下进行弱磁选(磁场强度为105.6 k A/m),可得到铁品位为62.50%、铁回收率为85.50%的铁精矿。因此,磁化焙烧—弱磁选工艺适合处理宣龙式鲕状赤铁矿石。 相似文献
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为提高我国铁矿资源的高效开发利用水平,提高铁矿石自给率,基于高磷鲕状赤铁矿石的矿物特性,对高磷鲕状赤铁矿的资源利用现状、提铁降磷工艺方法和机理进行了综述。指出采用传统选矿方法,如单一浮选、选择性絮凝-反浮选、浮磁联合等常规选矿方法虽然操作简单易行,但得到的铁精矿铁品位和回收率等选别指标较低,去磷率低,难以达到理想的提铁降磷效果;化学浸出法、生物浸出法以及冶炼法虽然去磷效果显著,但存在成本和环境问题;东北大学相关课题组在总结已有提铁降磷研究成果和大量试验研究的基础上提出了一种低耗、高效的提铁降磷的工艺方法,即深度还原短流程熔炼工艺技术,该技术以铁矿石→金属铁→铁水→铁水除杂→成型钢材为流程路线,具有工艺流程短、热量利用率高等优势,可以实现高磷鲕状赤铁矿石的高效选别。 相似文献
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《Minerals Engineering》1999,12(9):1083-1092
More than 80% of Western Australian iron ore contains an average of 0.15% phosphorus, and attracts a penalty due to its high level of phosphorus when it is exported. At the current rate of mining, identified premium grade iron ore with low phosphorus content (<0.05%) will be depleted in 30 years. The development of an economical dephosphorisation process is critical for the future success of the Western Australian iron ore industry.In the current work, effective dephosphorisation of Western Australian iron has been demonstrated. Sulphuric acid was chosen as the leachant on the basis of its availability and low cost. The iron ore sample used in this study typically contained 0.126% phosphorus, was from the Pilbara region of Western Australia. After roasting at 1250°C lump ore P80 5.6 mm), pellet 1 (grinding to 100% −1.5 mm before pelletisation) and pellet 2 (grinding to 100% −0.15 mm before pelletisation) were leached in solutions with different sulphuric acid concentrations. After leaching for 5 hours at 60°C in 0.1 M sulphuric acid solution, 67.2%, 69.0% and 68.7% of the phosphorus was leached from the above three samples, respectively. The phosphorus content was reduced from 0.126% to 0.044%, 0.055% and 0.042% respectively. The dissolution of iron during leaching was negligible. The optimum sulphuric acid concentration was 0.1 M in terms of acid cost and iron loss. The acid consumption cost is as low as $A 0.47/tonne. reserved. 相似文献
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