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针对某低品位菱铁矿较难获得高品位铁精矿的情况,分别进行了磨矿-强磁选、焙烧-磨矿-弱磁选2种工艺的试验研究,磨矿-强磁选工艺可获得铁精矿产率为61.57%、精矿铁品位为42.14%、回收率为70.08%的选别指标,焙烧-磨矿-弱磁选工艺可获得铁精矿产率为51.93%、精矿铁品位为62.49%、回收率为87.68%的选别指标,后者指标较好,但成本也高,故对此矿样的开发利用,尚需进行详细的技术经济分析。 相似文献
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对新疆某低品位菱铁矿矿石进行了提铁降杂试验研究。采用磁化焙烧-阶段磨矿-阶段磁选工艺,在焙烧温度800 ℃、焙烧时间45 min、一段磨矿细度-0.075 mm粒级占55.00%、一段弱磁选场强0.15 T、二段磨矿细度-0.075 mm粒级占91.60%、二段弱磁粗选场强0.12 T、二段弱磁精选场强0.12 T条件下,可获得产率49.32%、TFe品位63.02%、铁回收率91.36%的铁精矿,铁精矿中SiO2、Al2O3、S和P杂质含量低,符合磁铁精矿C63级别质量要求。 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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甘肃镜铁山矿采用竖炉磁化焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理100~15 mm的镜铁矿石,可获得铁品位58.5%左右、铁回收率78%左右的铁精矿;对15~0 mm的粉矿采用磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为47.5%左右、铁回收率为60%左右的铁精矿。为了提高粉矿分选指标,改善烧结料的品质,对粉矿中的15~5 mm粒级进行了磁化焙烧—弱磁选试验。结果表明,在煤粉与试样的质量比为2%,煤粉粒度为1~0 mm,焙烧温度为810℃,焙烧时间为60 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为91.56 kA/m条件下,可获得铁品位为55.80%、铁回收率为83.97%的铁精矿。 相似文献
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江西某铁尾矿中尚含有38.74%的铁,但98.49%以褐铁矿的形式存在。为了给该尾矿的综合利用提供技术参考,以河南平顶山某无烟煤为还原剂,对其进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。结果表明:将该尾矿在煤粉占尾矿+煤粉混合料的质量分数为5%、温度为850 ℃的条件下磁化焙烧60 min,焙烧产物在一段磨矿细度为-0.037 mm占92%、二段磨矿细度为-0.037 mm占97%、粗选场强为192 kA/m、精选场强为170 kA/m条件下经过两段磨矿、1粗2精弱磁选或两段磨矿、1粗3精弱磁选,分别可以获得铁品位为55.75%、铁回收率为78.50%和铁品位为56.24%、铁回收率为74.81%的铁精矿。 相似文献
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某低品位复杂难选铁矿,铁主要以褐铁矿形式存在,褐铁矿与脉石矿物紧密共生,导致强磁选精矿铁品位偏低,难以获得合格铁精矿。通过试验发现,采用高梯度强磁选预富集—流态化磁化焙烧—弱磁选工艺可以高效利用该褐铁矿,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气氛和气量,以及焙烧产品磨矿细度、磁感应强度等参数对强磁精矿磁化焙烧指标的影响。同时,详细分析了焙烧前后试样中铁物相及嵌布特征的变化情况。结果表明,针对铁品位36.58%、粒度为-0.074 mm占83.73%的强磁精矿,在焙烧温度500℃、焙烧时间15 min、还原气体CO浓度20%、总气量600 mL/min,焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占90%、磁场强度0.15 T的试验条件下,采用流态化磁化焙烧—弱磁选工艺,最终获得了产率59.01%、铁品位58.69%和铁回收率85.89%的铁精矿。研究结果为该类难选铁矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。 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45rain,1段磁场强度和磨矿细度分别为1273.6kA/m、-200日占58.78%,2段磁场强度和磨矿细度分别为80kA/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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甘肃某镜铁矿尾矿中尚含有22.39%的铁,且铁主要以镜铁矿形式存在,其次以菱铁矿形式存在。为了给该尾矿的综合利用提供技术支持,以甘肃某焦化厂生产的半焦化煤粉作为还原剂,对该尾矿进行了磁化焙烧—弱磁选工艺研究。结果表明:在煤粉与原尾矿的质量比为1.5%、温度为750℃的条件下磁化焙烧60 min,可使原尾矿中绝大部分的镜铁矿和菱铁矿转化为磁铁矿;焙烧矿磨至-0.074 mm占87.36%后经1次弱磁粗选和1次弱磁扫选—粗、扫选所得粗精矿按0.045 mm筛分—筛下物1次弱磁精选—精选精矿与筛上物合并,可以获得铁品位为54.57%、铁回收率为78.97%的最终铁精矿。 相似文献
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查明了铁矿物的赋存状态和工艺特性 ,结合生产实践 ,论述了影响铁矿物回收的因素及提高铁回收率的方法和途径。试验结果表明 :弱磁 -螺旋溜槽重选可获得铁精矿品位 66 0 2 %、回收率 90 94%的理想指标 ,比弱磁 -中磁流程铁回收率提高 2 43%。 相似文献
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东鞍山铁矿石铁品位为33.28%;铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为86.47%,但3.29%的铁以菱铁矿形式存在,会对浮选产生不利影响。现场采用两段连续磨矿—粗细分级—粗粒螺旋溜槽重选、重选中矿再磨后与细粒磁选精矿合并反浮选工艺,存在尾矿品位偏高,重选处理量小,精矿铁回收率低等问题。为此,对东鞍山铁矿厂现场原矿进行了两段阶段磨矿—阶段磁选—磁选精矿再磨后1粗1精3扫、中矿顺序返回闭路反浮选试验,可获得铁品位为65.32%、回收率为75.71%的精矿,尾矿铁品位为13.38%。与现场原工艺流程相比,铁品位提高了0.58个百分点、回收率提高了10.43个百分点,且该工艺流程简单,易于实现工业改造。该试验结果对改善东鞍山贫赤铁矿选别指标有重要的指导意义,并可为国内其他贫赤铁矿的开发利用提供参考。 相似文献
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高磷铁矿石氯化离析-弱磁选新工艺研究 总被引:2,自引:1,他引:1
云南某铁矿石铁矿物主要为赤褐铁矿和菱铁矿,同时含磷较高,为1.13%。采用氯化离析-弱磁选新工艺对该矿石进行提铁降磷研究,通过大量试验,得出的适宜工艺条件为还原剂焦炭用量10%,氯化剂L4用量15%,离析温度1 000 ℃,离析时间45 min,磨矿细度-0.074 mm占85.38%,弱磁选磁感应强度0.16 T。在此条件下,可使铁精矿铁品位和铁回收率分别达到75.33%~76.44%和83.63%~85.66%,磷含量降到0.215%~0.218%。 相似文献