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采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。 相似文献
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采用H2S(g)对含锡铁精矿进行还原硫化焙烧,可实现物料中锡的有效脱除。以热力学分析为基础,对含锡铁精矿中铁、锡物相的转变规律及脱锡机理进行了研究。结果表明,H2S(g)通过自身热分解反应生成H2(g)和S2(g)后,S2(g)优先与Fe3O4发生还原硫化反应生成Fe7S8,H2(g)则与SnO2优先发生还原反应生成Sn(l)。在焙烧系统中引入CO(g)可促进SnO2的还原和硫化。在混合气体(60vol%CO(g)+40vol%H2S(g))流量70 mL/min、焙烧温度1000℃、焙烧时间20 min、以及锡铁精矿粒度-74μm的条件下,含锡铁精矿中Sn脱除率可以达到95.34%。 相似文献
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基于直接还原法探讨了焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团中锌、铅挥发率和铁金属化率的影响,分析了焙烧制度对球团中含锌、铅、铁化合物相变的影响,试验确定了焙砂磨矿—弱磁选回收其中铁的工艺和效果。结果表明:在1 250℃焙烧90 min,可使球团中锌、铅的挥发率分别达到98.87%、95.39%,铁的金属化率达到98.66%;焙砂中未见锌、铅单质及其化合物,只存在大量的金属铁,且金属铁颗粒多数大于30μm;焙砂采用2段磨矿、2段弱磁选流程处理,可同时获得含铁91.20%、回收率为30.32%的金属铁粉和铁品位为61.58%、回收率为50.01%的铁精矿,铁总回收率达80.33%。 相似文献
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浸锌渣中银、镓及其它有价元素综合利用研究 总被引:2,自引:1,他引:1
在锌浸出渣化学物相分析的基础上,采用浮选-还原焙烧-磁选联合法对其中银、镓及其它有价元素的综合回收进行了研究.结果表明,采用Na2S为调整剂,丁基黄药与XY-1的混合物作捕收剂,松醇油为起泡剂,对含银523 g/t的浸锌渣进行浮选处理,浮选时控制溶液pH为5.0,可获得银精矿的品位为3 902.1 g/t,银的回收率为77.75%;在焙烧温度为1 100℃时对浮选尾矿还原焙烧2 h,义马煤作还原剂,锌、铅和铟的挥发率都大于96%;磁选铁精矿中Ga品位达1 805 g/t,回收率为94.67%.该工艺较好地实现了银、镓、铁、锌等有价元素的综合回收. 相似文献
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对含锡磁铁矿球团还原挥发除锡新工艺过程中影响锡挥发的因素进行了工艺矿物学考察。结果证明造成锡挥发率波动的主要原因有:(1)还原程度的波动;(2)孔隙度的影响;(3)过高温度下还原可能出现副反应,进而提高了锡在球团内的残留量。因此,有效控制上述因素是获得锡的高挥发率所必要的。本研究可作为应用工艺矿物学来解决提取冶金中存在问题并指导工艺研究选择最佳条件的成功事例。 相似文献
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硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl2为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明:①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl2与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900~1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×103 J/mol,受化学反应控制;900~950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×103 J/mol,受化学反应控制;1 000~1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×103 J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。 相似文献
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针对含铅0.39%、含锌0.30%的铁矿,采用碳热还原脱除铅锌杂质,利用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析等检测手段考察了铁矿还原焙烧过程的反应行为及物相演变规律。结果表明,该铁矿中铅主要以氧化铅和铅铁矾形式存在,锌主要以氧化锌形式存在; 升高焙烧温度及延长焙烧时间均有利于铅锌脱除; 在1 200 ℃下焙烧60 min时,铁矿中铅和锌脱除率均在90%以上。含铅锌铁矿在碳热还原焙烧过程中会生成中间产物铁橄榄石,并最终转变为金属铁和游离的氧化硅固溶体。还原焙烧产物经磁场强度80 kA/m弱磁选可获得铁品位91.91%和铁回收率84.78%的铁精矿,且铁精矿中铅和锌含量分别为0.01%和0.03%,可作为电炉炼钢原料使用。 相似文献
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鞍山某强磁精矿中菱铁矿含量较高,难以实现有效分选。为此,采用流态化焙烧反应器,在传统还原磁化焙烧的基础上,开展了低温预氧化—超低温还原磁化焙烧—弱磁选试验研究。结果表明:①试样
TFe品位为29.47%,主要脉石成分SiO2含量为52.81%,有害杂质S、P含量较低;铁主要以赤铁矿的形式存在,分布率为79.37%,其次为碳酸铁11.71%、磁性铁3.46%。②在500 ℃和550 ℃的条件下,以工业发生炉煤气
为还原气,直接还原磁化焙烧过程中生成弱磁性浮氏体,难以实现弱磁选铁矿物相的完全磁性转化。③采用低温预氧化—超低温还原磁化焙烧可获得稳定的完全强磁性转化,适宜的流态化磁化焙烧参数为550 ℃预氧
化2.5 min,再450 ℃还原焙烧10 min。④焙烧矿在磨矿细度为-30 μm占92.60%、磁场强度为79.60 kA/m的条件下,可获得精矿全铁品位大于63%、全铁回收率大于84%的良好指标。⑤产品XRD分析、BSE矿相检测、EDS
能谱检测结果显示试验过程中未见弱磁性赤褐铁矿和浮氏体存在,预氧化矿保持了原试样中含铁物相边界的初始形态,菱铁矿矿物相中类质同象替换的Mg、Ca元素在焙烧过程也未发生迁移,磨矿和弱磁选过程也无法
将其分离。 相似文献
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在锌精矿的沸腾焙烧过程中,温度高于650℃时,生成的氧化锌及氧化铁结合成铁酸锌,是一种难溶于稀硫酸的铁氧体,全部留在浸出渣中。高温高酸浸出条件控制愈好,铁酸锌被溶解的愈多,硫化锌被破坏的就愈彻底,渣含锌就愈低,金属回收率就愈高,而且有利于银的浮选。针对某冶炼厂湿法炼锌渣,采用高温高酸浸出和浮选的方法回收锌、银,高温高酸浸出液经过除铁得到的溶液返回锌系统回收锌,高温高酸浸出渣经过一次粗选两次精选三次扫选的试验流程,得到了品位达到了2017.45g/t,回收率达到78.44%的银精矿。 相似文献
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东鞍山烧结厂浮选尾矿铁品位为17.20%,铁主要以赤(褐)铁矿形式存在,分布率达70.17%,磁铁矿含量较少。为高效回收利用该浮选尾矿,采用预富集—磁化焙烧—磁选工艺流程开展系统的试验研究,并对磁化焙烧前后矿样进行XRD、铁物相分析。结果表明:磁选预富集精矿在焙烧温度560 ℃、焙烧时间12 min、充气量0.03 m3/h、CO浓度30%的较优条件下进行磁化焙烧,焙烧产品磨矿至-0.025 mm含量占98%,在磁场强度为104 kA/m的条件下经弱磁选别,可获得精矿铁品位63.02%、铁回收率81.39%的技术指标;预富集精矿通过磁化焙烧,赤(褐)铁的分布率由66.98%减少至2.85%,磁性铁的分布率由13.98%增大至88.36%,表明磁化焙烧能高效地实现弱磁性铁矿物向强磁性铁矿物转化,经磁选可有效回收。 相似文献