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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
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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
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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
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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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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
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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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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
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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