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湖南某含锰铁矿铁矿物嵌布粒度细、锰含量高,本文采用磁化焙烧-磁选工艺进行铁的可利用性研究,并对磁化焙烧产品进行了X射线衍射分析和显微形貌分析。研究表明,在焙烧温度为850℃、时间60min、煤炭加入量4%条件下得到的磁化焙烧产品,控制磨矿细度-325目85%~90%,在159kA/m的磁选场强下,经过三次精选,可以得到铁品位55.72%、锰品位为7.03%的铁精矿,铁回收率达到80.84%;磁化焙烧产品中主要矿物为磁铁矿,大部分的磁铁矿嵌布粒度细,与锰矿物、脉石以集合体的形式存在,磁铁矿难以实现单体解离。 相似文献
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通过磁化焙烧-磁选、还原焙烧-磁选试验,研究了含锰褐铁矿中锰在工艺过程中的走向;采用化学分析、XRD、SEM、光片等手段,研究了焙砂中锰的赋存状态和嵌布特征.试验结果表明:原矿经过磁化焙烧-弱磁选后,得到的铁精矿中,锰含量较高,在6%以上,铁锰分离效果较差;原矿经过直接还原焙烧-弱磁选后,得到的铁精矿中,锰品位较低,基本上低于3%,实现了铁锰的有效分离.磁化焙烧焙砂中,锰主要以方铁锰矿的形式分布在磁铁矿与脉石矿物的集合体中,嵌布粒度细;直接还原焙砂中,锰主要以尖晶石的形式分布在非铁相中,易与通过磁选实现铁与锰的分离. 相似文献
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某难选铁矿石直接还原焙烧磁选研究 总被引:3,自引:0,他引:3
对某含铁品位为28.82%, 含磷0.35%的难选铁矿石进行了直接还原焙烧磁选研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、助溶剂用量、磨矿粒度以及磁场强度对直接还原铁品位和回收率的影响。在还原剂用量为30%, 助溶剂QK用量为20%, 焙烧温度为1 200 ℃, 焙烧时间为30 min, 一段磨矿粒度为-43 μm粒级含量达到95%以上, 二段磨矿粒度为-30 μm粒级含量达到100%, 一段磁选场强为111.5 kA/m, 二段磁选场强为95.5 kA/m的条件下, 可以获得品位为90.94%, 回收率为82.67%的直接还原铁。 相似文献
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对某含铁品位为24.05%、磁性率(FeO/TFe)为0.6%的难选赤褐铁矿矿石进行了选矿试验研究。考查了该矿石的矿物工艺学和磨矿特性,重点研究了还原焙烧-磁选分选情况。确定还原焙烧-磁选可以获得较好的选别指标为:精矿铁品位达58%以上,铁回收率60%以上。 相似文献
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针对褐铁矿铁品位难提高的问题, 采用“微波还原焙烧-磁选”工艺, 将褐铁矿还原成磁铁矿, 弱磁选后获得高品位磁铁精矿。采用SEM和XRD检测方法, 研究了褐铁矿微波焙烧过程中的矿相演变规律, 同时采用单因素实验方法, 重点考察了保温时间、焙烧温度、配碳量以及磁选电流和磨矿细度对焙烧矿磁选结果的影响。结果表明:随着温度升高, 褐铁矿逐渐还原为磁铁矿, 加热到570~650 ℃时, 生成大量磁铁矿, 750 ℃下焙烧矿烧结严重, 并产生大量弱磁性的硅酸亚铁, 不利于后续磁选。单因素实验结果及分析表明, 褐铁矿微波还原焙烧-磁选最佳工艺条件为:保温时间7.5 min, 焙烧温度650 ℃, 配碳量1.40%, 磁选电流0.6 A, 磨矿细度-0.044 mm。最终获得的铁精矿品位、回收率及产率分别为61.33%、75.11%和40.17%, 达到了炼铁生产入炉要求。 相似文献
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广西某难选褐铁矿原矿铁品位为36.71%。针对该矿性质,采用强磁选、重选、浮选、还原焙烧-弱磁选等工艺进行了选矿试验研究。结果表明,采用还原焙烧—弱磁选的联合工艺流程获得的选矿指标远高于其它选矿方法,该工艺最终获得铁品位为58.76%、铁回收率为82.86%的铁精矿产品。 相似文献
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对山东某褐铁矿进行了磁化焙烧-磁选试验。在工艺矿物学研究的基础上, 对该矿进行了不同粒度预选试验和焙烧、磁选分选试验, 并进行了多流程对比试验; 开发出了适合该矿的选矿工艺流程, 在原矿TFe品位31.31%条件下, 采用预选-焙烧-弱磁选-磨矿-弱磁选工艺, 取得了精矿产率49.69%、TFe品位59.48%、回收率94.40%的指标。 相似文献
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难选鲕状赤铁矿焙烧-磁选和直接还原工艺的探讨 总被引:6,自引:0,他引:6
针对难选鲕状赤铁矿, 在实验室条件下采用磁化焙烧-磁选工艺制取铁精矿和直接还原工艺制取海绵铁, 研究了还原时间、温度、还原剂用量等对两种焙烧过程的影响。研究结果表明: 采用无烟煤作还原剂, 在850 ℃时焙烧45 min的焙烧矿经过磁选后获得铁精矿品位达到61.60%, 回收率达到96.65%的较好指标; 采用直接还原在环状装料方式下还原焙烧, 采用无烟煤和碳酸钙的混合物为还原剂, 1 050 ℃时焙烧5.0 h, 经过磁选得到的海绵铁的品位、金属化率和回收率可分别达到了89%、90%和85%。 相似文献
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七宝山铁尾矿还原焙烧—弱磁选回收铁试验 总被引:1,自引:0,他引:1
江西七宝山铁尾矿成分复杂,铁品位达38.74%,主要铁矿物为针铁矿。为了高效回收其中的铁,采用还原焙烧—弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明:提高煤粉添加量、延长焙烧时间、提高焙烧温度均有利于提高还原焙烧产物中铁的金属化率和金属铁粉的指标;在煤粉添加量为15%,还原焙烧温度为1 250℃,还原焙烧时间为60min,焙烧产物磨至-325目占58.80%,弱磁选磁场强度为88 kA/m情况下,可获得铁品位为88.80%、铁回收率为92.28%的金属铁粉。还原焙烧产物的微观分析表明:在还原焙烧初期,焙烧产物中生成了大量微细粒铁颗粒,随着还原焙烧时间的延长,细小的铁颗粒不断兼并、集聚,60 min后铁颗粒不再明显集聚、长大;随着还原温度的提高,焙烧产物中的铁颗粒显著长大,在1 250℃情况下,铁颗粒长至100μm左右;长大的铁颗粒中包裹细小脉石颗粒是造成金属铁粉铁品位难以进一步大幅度提高的主要原因。 相似文献
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采用转底炉直接还原焙烧-磁选方法,对低品位难选铁矿进行了转底炉中试试验研究。混合物料配比是m(原矿):m(焦粉):m(膨润土):m(液体粘结剂)=100:33:4:8,转底炉焙烧温度1 250℃~1 330℃,还原时间为42 min,含碳球团厚度3层(约60 mm),最终获得的球团平均金属化率83.44%,两段磨矿磁选所得还原铁粉产率39.52%,铁品位94.39%,铁回收率83.34%。对还原铁粉压块,压块密度为4.78 t/m3,可以作为优质的电炉炼钢原料。 相似文献
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针对某高铝高硅难选褐铁矿(Al2O3含量26.11%、SiO2含量13.88%)进行了钠化焙烧-磁选试验研究。通过单因素试验和正交试验探讨了钠盐种类、钠盐用量、焙烧时间、焙烧温度、磁选粒度、磁选强度对选别指标的影响, 结果表明, 在焙烧温度1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na2CO3用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/m条件下可获得铁品位57.91%、铁回收率97.50%的铁精矿。钠化焙烧后产品再经阶段磨矿、阶段磁选可获得铁品位62.04%、铁回收率60.90%的铁精矿。 相似文献
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对铁品位42.36%的某微细粒难选铁矿尾矿进行了选矿工艺研究,制定了磁化焙烧-弱磁选的选矿工艺流程,并研究了配煤量、焙烧温度、焙烧时间和磨矿细度等试验条件对铁回收效果的影响。结果表明,在配煤量5%、焙烧温度800 ℃、焙烧时间30 min的适宜试验条件下焙烧,所得焙烧矿磨至-0.074 mm粒级占75.83%后,经一粗一精弱磁选(磁场强度均为96 kA/m),可获得铁品位56.84%、回收率73.74%的铁精矿。 相似文献