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相似文献
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1.
针对含锌、铁氧化矿石,采用浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法,常规还原焙烧-磁选以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响。研究结果表明,浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法以及常规还原焙烧-磁选方法均不能使锌、铁有效富集,而采用深度还原-磁选方法,获得的铁精矿铁品位与铁回收率均在90%以上,金属化率在92%以上,锌挥发率在97%以上,实现了锌、铁综合回收。  相似文献   

2.
针对广西某含锌13.00%、铁40.20%的低品位微细粒嵌布锌铁矿石,采用深度还原-磁选工艺,考察了还原剂用量、还原温度、还原时间、磨矿细度以及磁场强度等因素对锌、铁还原与铁回收的影响。研究结果表明,采用深度还原-磁选工艺可以有效处理该矿石,焙烧后铁的金属化率在92%以上,锌挥发率在97%以上,且最终获得了铁品位与铁回收率均在90%以上的铁精矿。  相似文献   

3.
王红玉  李克庆  倪文  黄晓燕  贾岩 《金属矿山》2012,41(11):141-144
某二次铜渣铁含量较高,主要以铁橄榄石、磁铁矿等形式存在,难以用传统的选矿方法回收。采用深度还原-磁选工艺对该二次铜渣中铁回收的工艺技术条件进行了探讨,结果表明,在深度还原褐煤用量为20%、氧化钙用量为8.9%、还原温度为1 250 ℃、还原时间为3 h,还原产品磨矿细度为-0.074 mm占70%、弱磁选磁场强度为60.8 kA/m条件下,可获得铁品位为93.64%、回收率为88.08%的优质磁选铁粉,其杂质含量较低,可作为耐候钢的优质原料。  相似文献   

4.
邓丽红 《中国矿业》2021,30(6):159-164
某铁矿含铁25.78%、含铜0.24%、含锌0.33%,铁矿物品位低、嵌布粒度细,采用一次性磨矿-磁选的选矿工艺,难以获得品位大于60%的铁精矿,伴生的低品位铜、锌矿物也一直未能有效回收。本文采用再磨-弱磁选-浮选的选矿工艺,对该矿石进行了铁、铜、锌的综合回收试验研究。结果表明:采用磨矿细度-0.074mm含量75.25%、再磨细度-0.043mm含量95.30%的铁粗精矿再磨-磁选工艺回收铁矿物;石灰、水玻璃、硫化钠为调整剂,DY1和乙黄药为组合捕收剂浮选回收铜矿物;硫酸铜为活化剂、丁黄药和2~#油为组合捕收剂浮选回收锌矿物,获得了铁精矿品位66.02%、回收率80.22%,铜精矿品位19.03%、回收率55.60%,锌精矿品位48.20%、回收率65.88%的试验指标,使该矿石中的铁矿物、伴生铜矿物和锌矿物均得到了有效的回收,为提高难选低品位铁资源综合利用率的研究提供了技术借鉴。  相似文献   

5.
采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。  相似文献   

6.
基于深度还原的某稀土尾矿选铁试验   总被引:1,自引:0,他引:1  
将某稀土尾矿磁选预抛尾后进行了深度还原-弱磁选工艺技术条件研究,并对深度还原产物和磁选铁粉进行了XRD分析。结果表明,试样适宜的深度还原条件为褐煤用量占试样与褐煤总质量的10%、还原温度为1 200 ℃、还原时间为60 min,还原产物磨矿细度为-74 μm 85%,弱磁选磁场强度为118 kA/m,最终获得了铁品位为91.00%、还原产物弱磁选作业回收率为90.83%、铁综合回收率达78.20%的磁选铁粉;深度还原使还原对象中的复杂铁矿物大都还原成了单质铁,还原产物具有较好的磨矿-弱磁选效果。  相似文献   

7.
从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石,经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明,采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品,为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。  相似文献   

8.
张茂 《矿冶工程》2021,41(1):98-100
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   

9.
在分析高磷鲕状赤铁矿矿石性质和资源概况的基础上,较为详细地阐述了传统选矿工艺、磁化焙烧—磁选工艺和深度还原技术在处理高磷鲕状赤铁矿石方面的研究现状,指出传统选矿工艺存在铁精矿品位和回收率低等问题,无法达到高炉冶炼要求,资源浪费严重。磁化焙烧—磁选工艺有利于提高铁精矿品位和回收率,但铁精矿中磷含量仍然较高;深度还原—脱磷或深度还原—富磷工艺等深度还原技术可有效回收高磷鲕状赤铁矿中的铁,是今后高磷鲕状赤铁矿石开发利用的研究方向。  相似文献   

10.
鄂西某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷选矿试验研究   总被引:9,自引:3,他引:6  
为开发利用鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿,对其进行了反浮选、强磁选、强磁选-反浮选、还原焙烧-弱磁选等多方案的提铁降磷选矿试验研究。试验结果表明,采用常规选矿方法很难对该矿石进行有效选别,而采用添加脱磷剂的还原焙烧-两段磨矿、两段弱磁选工艺,可或得较好的提铁降磷效果,铁精矿铁品位为92.34%,磷品位为0.025%,铁回收率为90.31%。   相似文献   

11.
铁酸锌还原焙烧试验研究   总被引:3,自引:1,他引:2       下载免费PDF全文
解立群  施哲  胡汉 《矿冶》2011,20(3):76-78
对锌焙砂进行还原焙烧,再对还原焙砂进行浸出。浸出温度70~80℃;pH值2~3;液固比6∶1;浸出时间2 h。对比试验得到最佳还原焙烧的温度900℃、焙烧时间60 min、粉煤配比1∶10。这时锌的浸出率达到90%左右,铁浸出率15%左右。再对浸出渣磁选,得到了铁精矿。  相似文献   

12.
红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
对品位低、富集困难的红土镍矿进行了深度还原-磁选工艺方案的研究,深入探讨了还原温度、还原时间、配碳系数、料层厚度、配煤粒度、矿石粒度对深度还原-磁选的影响,得出在还原温度1 275 ℃,还原时间60 min,配碳系数3,料层厚度20 mm,还原煤粒度-1.5 mm,矿石粒度-2 mm条件下还原的红土镍矿,经过磁选可得到镍、铁品位分别为4.59%和25.12%的镍铁产品,据此得出深度还原-磁选对红土镍矿镍、铁富集有一定的作用。  相似文献   

13.
稀散金属铟独立矿床少,常伴生在锌硫化矿中,湿法或火法炼锌时富集到多种渣中,铟铁酸锌等难浸出物的存在使铟的回收工艺复杂,且回收率低。重点介绍了常规酸浸、加压富氧酸浸、热酸浸出、焙烧预处理—浸出、氯盐浸出和复合场强化铟浸出等锌固废提铟浸出工艺。指出未来辅助使用复合外场或联合多种方法从内部破坏难溶物结构,实现铟铁分离和铟铁酸锌的溶解,革新锌固废提铟工艺,研发新型萃取剂均可成为未来发展方向。  相似文献   

14.
澳大利亚某铁矿石属高铁、易泥化、极细粒嵌布的赤铁矿石,传统选矿工艺难以获得理想的分选指标。为给该矿石的开发利用提供技术方案,以某洗精煤为还原剂,采用深度还原—弱磁选工艺对该矿石合理的深度还原工艺参数进行了研究。结果表明:还原温度和还原时间是影响该矿石深度还原效果的主要因素;在配煤过剩倍数为2.0、还原温度为1 250℃、还原时间为50 min、料层厚度为30 mm情况下的深度还原熟料,经磨矿(-200目含量约为80%)、1次弱磁选(磁场强度为107 kA/m),可获得全铁品位为78.13%、铁回收率为98.19%的金属铁粉。因此,深度还原—弱磁选工艺是该矿石开发利用的有效工艺。  相似文献   

15.
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   

16.
焙烧歧化-铁屑还原浸出低品位锰矿工艺研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
采用焙烧歧化-铁屑还原法对低品位锰矿进行还原浸出,探究了一种焙烧过程不添加还原剂、反应全过程无有害气体产生的高效浸出锰的方法,考察了焙烧温度、酸矿比、铁矿比、液固比、反应温度、反应时间对锰浸出率的影响。结果表明,在焙烧温度700℃、酸矿比1.05∶1、铁矿比0.14∶1、液固比6∶1、浸出温度50℃下浸出2 h,锰浸出率达到92.63%。  相似文献   

17.
共生铅-锌混合精矿硫酸化焙烧分离铅、锌研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用硫酸化焙烧工艺对某共生铅-锌混合精矿进行了铅锌分离试验研究。在硫酸化焙烧过程中,硫化铅和硫化锌与氧气反应生成硫酸铅和硫酸锌;利用硫酸锌易溶于水、硫酸铅不溶于水的特性,采用水浸工艺对焙烧产品进行铅、锌分离。结果表明:在焙烧物料球团直径小于8.0 mm、空气流量1.0 L/min、焙烧温度650℃、焙烧时间2.5 h、硫酸钠用量2.4%、硫酸钙用量3.6%、常温常压下浸出1.5 h、浸出液固比1.5∶1,得到了锌浸出率96.05%~96.68%、平均96.35%,铅渣品位56.89%~57.25%、平均57.11%的指标,铅、锌分离效果明显。  相似文献   

18.
以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。  相似文献   

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