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试验用极贫铁矿石铁品位为13.90%,有害元素磷含量为0.86%,磁性铁占总铁的46.04%,主要以磁赤铁矿、磁铁矿形式存在,磁赤铁矿、磁铁矿以半自形变晶结构为主,嵌布粒度大于0.1 mm的超过75%,约有5%的磁赤铁矿的嵌布粒度小于0.05 mm。为确定该矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石采用3阶段磨选流程处理,在一段磨矿细度为-0.076 mm占38.5%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,二段磨矿细度为-0.076 mm占74%、弱磁选磁场强度为115 kA/m,三段磨矿细度为-0.043 mm占92%、弱磁选磁场强度为115 kA/m的情况下,获得了铁品位为60.12%、铁回收率为40.22%的铁精矿,铁精矿硫、磷含量均较低,满足产品质量要求。 相似文献
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某地微细粒嵌布磁铁矿石为一种废弃的井口堆置矿,铁品位为42.11%,硫、磷含量较高,磁性铁占总铁的58.42%,属高硅酸铁、高硫磷磁铁矿石,以细粒致密块状构造、条带状构造、浸染状构造为主,主要为自形—半自形晶结构、包裹体结构。为回收利用其中的铁,进行选矿试验。结果表明,原矿一段磨矿(-0.074 mm 55%)—磁选抛尾(144 kA/m)—二段磨矿(-0.074 mm 90%)—1粗1精磁选(128,112 kA/m)—二磁精矿离心选别—离心尾矿三段磨矿(-0.025 mm 95%)—1粗1精磁选(128,112 kA/m)—磁精矿1次脱硫浮选流程选别,可获得铁品位64.79%、硫含量0.15%、产率36.63%、回收率为56.36%的铁精矿,磁性铁回收率91.15%,满足烧结炼铁要求,实现了该废弃磁铁矿石铁的资源化利用。 相似文献
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凹山选矿厂三段磁选工艺改造后存在精矿粒度粗、筛上循环负荷过大等问题,对三段磁选精矿进行了磁选试验。结果表明,在磁场强度为18.0 kA/m时,可以提前选出作业产率大于40%的合格精矿,有效减少细筛给矿量,降低筛上循环负荷。 相似文献
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对采用速凝厚片技术制备钕铁硼合金,并在制备过程中添加抗氧化剂和润滑剂来制备高性能钕铁硼磁体的方法进行了研究.研究结果表明,在厚度0.3 mm的合金中,添加0.04%抗氧化剂及0.03%润滑剂时,可获得剩磁Br为1.405 T、内禀矫顽力Hcj为1181 kA/m、最大磁能积(BH)max为370 kJ/m3的钕铁硼永磁体. 相似文献
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针对东鞍山烧结厂赤贫铁矿选矿过程中存在的流程复杂和铁精矿回收率低等问题,在矿
石工艺矿物
学研究基础上,提出采用“磨矿—弱磁—强磁—混磁精矿再磨—反浮选”短流程高效分选新技
术开展试验研究。结
果表明,在磨矿细度-0.074 mm 占 80%、弱磁选磁场强度 80 kA/m、强磁粗选磁场强度 480
kA/m、强磁扫选磁场强度
640 kA/m 的条件下得到混磁精矿;混磁精矿再磨细度为-0.038 mm 占 90%,然后在粗选矿浆
pH=11.5、淀粉用量 1 100
g/t、CaO 用量 750 g/t、ksIII 用量 1 300 g/t,精选 ksIII 用量为 650 g/t 条件下进
行反浮选,全流程扩大连续试验获得了精
矿铁品位 66.28%、回收率 76.67% 的技术指标。 相似文献
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对某赤铁采用"焙烧—1段磨矿—强磁选—2段磨矿—弱磁选"工艺,用无烟煤做还原剂,磁化焙烧温度为850℃,在矿样与还原剂的质量配比为50∶4条件下磁化焙烧45 min,1段磁场强度和磨矿细度分别为1 273.6 kA/m、-200目占58.78%,2段磁场强度和磨矿细度分别为80 kA/m、-350目占89.31%,最终得到的铁精矿品位为65.07%,产率为57.76%,回收率为70.30%。 相似文献
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姑山赤铁矿石硬度大、嵌布粒度极微细,目前的选矿工艺指标低(块精矿铁品位48%、粉精矿铁品位57%)。为探索提高姑山极微细粒赤铁矿石选矿工艺指标的途径,在实验室进行了阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选探索试验。结果表明:在一段磨矿细度为-0.074 mm占85%条件下,经一阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、637 kA/m),强磁选精矿再磨至-0.030 mm占87%,经二阶段强磁选(1粗1扫,粗选、扫选磁场强度分别为477 kA/m、716 kA/m)-1粗1精阴离子反浮选(以NaOH为pH调整剂、淀粉为抑制剂、石灰为活化剂、RA-915为捕收剂),获得的浮选精矿铁品位可达63.96%,说明采用阶段磨矿-阶段强磁选-阴离子反浮选工艺将姑山铁矿铁精矿品位提高至63%以上在技术上是可行的。试验结果可以为姑山极微细粒赤铁矿石合理选矿工艺流程的确定提供参考。 相似文献
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以成分为Nd28.5Fe余B1.0Ga0.3Nb0.3 (%)的钕铁硼合金锭作为原料,采用 HDDR 工艺制备各向异性钕铁硼磁粉。重点研究了HDDR工艺过程中钙添加量对磁粉氧含量和磁性能的影响。结果表明,在不改变原有HDDR工艺参数的基础上,添加少量金属钙即可显著降低磁粉的氧化程度,大幅提高磁粉的磁性能。钙添加量小于0.1%时,由于磁粉的氧含量仍然较高而导致内禀矫顽力Hcj和最大磁能积(BH)max低劣;钙添加量大于0.3%时,由于磁粉中残留的非磁性相过多以及颗粒团聚加重会导致磁性能指标全面下降;钙添加量为0.1 ~ 0.3%是适宜的,在钙添加量为0.2%时,磁粉的综合磁性能最佳,其Br为1.37 T、Hcj为1 296 kA/m、(BH)max为340 kJ/m3。 相似文献
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对某难选褐铁矿进行了直接还原焙烧-磁选工艺研究。进行了焙烧温度、焙烧时间以及还原剂添加量的条件试验, 以及焙烧样品的多种磁选流程对比试验。在原料粒度-2 mm, 焙烧温度1150 ℃, CaCO3用量为矿量的15%, 煤添加量为矿量的25%, 盖煤量为球团质量的33%, 保温时间2 h, 一段磨矿粒度为-0.045 mm粒级占97%, 一次粗选场强79 kA/m、两次精选场强45 kA/m时, 矿物焙烧金属化率95.24%, 铁精矿品位80.61%, 回收率88.58%。 相似文献
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高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷研究 总被引:8,自引:7,他引:1
对含铁品位为43.58%、含磷0.83%的鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿进行了直接还原焙烧脱磷试验研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、脱磷剂用量对直接还原铁指标的影响。在还原剂用量17.5%, TS用量50%, NCP用量2.5%, 焙烧时间60 min, 一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占89.56%, 磁选磁场强度为87.58 kA/m; 二段磨矿粒度为-0.025 mm粒级占100%, 磁选磁场强度为87.58 kA/m时可得到铁品位91.58%, 回收率84.96%, 磷品位0.049%的直接还原铁磁选精矿。 相似文献
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以菱铁矿为研究对象,分别在 N2和 CO2氛围下,考察微波焙烧温度以及微波焙烧时间
对焙烧产品磁
选分选指标的影响。结果表明,在 N2氛围下,焙烧温度为 650 ℃,焙烧时间为 15 min,磁
选磁场强度为 85.12 kA/m
的条件下,可以获得最佳磁选指标,铁精矿品位为 63.93%,回收率为 74.33%。在 CO2氛围
下,焙烧温度为 650 ℃,焙
烧时间为 10 min,磁选磁场强度为 85.12 kA/m 的条件下,最佳的磁选指标为铁精矿品位
61.53%、回收率 80.05%。菱
铁矿热分解产物磁性分析表明,菱铁矿在 CO2气氛下的焙烧产品的饱和单位质量磁矩和比磁化
率最大值均大于 N2
气氛下的焙烧产品,表明 CO2气氛下的焙烧产物磁性强于 N2气氛下的焙烧产物。微波磁化焙
烧为菱铁矿石的高效
利用提供了一种新思路。 相似文献
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山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明:①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选(143 kA/m)、强磁选(1 114 kA/m)工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。
关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选 相似文献