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高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷研究 总被引:8,自引:7,他引:1
对含铁品位为43.58%、含磷0.83%的鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿进行了直接还原焙烧脱磷试验研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、脱磷剂用量对直接还原铁指标的影响。在还原剂用量17.5%, TS用量50%, NCP用量2.5%, 焙烧时间60 min, 一段磨矿粒度为-0.074 mm粒级占89.56%, 磁选磁场强度为87.58 kA/m; 二段磨矿粒度为-0.025 mm粒级占100%, 磁选磁场强度为87.58 kA/m时可得到铁品位91.58%, 回收率84.96%, 磷品位0.049%的直接还原铁磁选精矿。 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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包钢选矿厂尾矿中含有大量的铁、稀土、铌等有用资源,其中全铁品位为16.1%,主要以赤铁矿形式存在,磁化焙烧一弱磁选是回收其中铁的有效方法。对原料进行磁化焙烧及磁选条件优化试验,得到最佳的磁化焙烧条件为还原剂用量为8%、焙烧温度700℃、时间60 min,焙烧矿磨至-0.045 mm占86%,最佳的磁场强度为111.5 kA/m,在此试验基础上,进行磁化焙烧一磨矿一磁粗选一磁选柱精选全流程试验,可得到铁品位63.49%、回收率67.05%的最终铁精矿。为类似尾矿综合利用提供借鉴。 相似文献
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针对西北某铁矿矿物组成、嵌布关系复杂及嵌布粒度较细的特点,进行了选矿试验研究。试验结果表明:原矿在焙烧温度700℃、焙烧时间50 min条件下,进行中性焙烧后,再经磨矿-弱磁选-弱磁选尾矿强磁选流程处理后,可获得铁品位为66.85%、回收率为45.67%的弱磁选精矿和铁品位为62.80%、回收率为38.98%的强磁选精矿,综合精矿铁品位为64.92%、回收率为84.65%。 相似文献
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原矿粒度对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷 的影响研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为探究不同粒度(-13 mm、-8 mm、-2 mm)的鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙焙烧同步脱磷效果, 进行了直接还原焙烧-磁选试验研究, 考察了焙烧时间、焙烧温度、还原剂用量以及脱磷剂用量对直接还原效果的影响。结果表明: 直接还原焙烧较大粒度的高磷鲕状赤铁矿是可行的, 随着粒度的增大, 铁的品位并没有下降, 但是回收率有所下降, 而且达到最佳条件所需的温度提高、焙烧时间延长、还原剂用量减少、脱磷剂A的用量增加、脱磷剂B的用量变化不大。-13 mm粒度原矿直接还原焙烧-磁选在最佳条件下可得到铁品位93.39%, 铁回收率83.58%, 磷含量0.094%的直接还原铁。 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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鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还
原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤
基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选
别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选
精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了
理论支撑和技术参考。 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
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山西某微细粒铁矿石选矿厂原采用阶段磨矿—弱磁选—强磁选—阴离子反浮选工艺流程,生产中存在强磁选尾矿铁品位偏高、浮选指标不理想等问题。因此,通过一段强磁选磁场强度优化、弱磁选—强磁选替代絮凝脱泥等方法优化工艺流程。结果表明:①针对铁品位30.60%的试样,在磨矿细度为-0.076 mm占85%的条件下,采用一段弱磁选(143 kA/m)、强磁选(1 114 kA/m)工艺流程,可使强磁选尾矿铁品位降至6.18%,此时铁回收率损失仅为4.82%。②以二段弱磁选—强磁选流程替代原絮凝脱泥工艺,在二段磨矿细度为-0.038 mm占85%的条件下,二段弱磁选、强磁选磁场强度分别为143 kA/m、637 kA/m,浮选给矿铁品位由39.90%大幅提高至48.36%,浮选给矿中-10 μm粒级含量由27.22%降低至22.19%,-20 μm粒级含量由48.79%降低至44.21%。③对二段弱磁选+强磁选混合精矿采用“1粗1精3扫”闭路浮选流程,在1次粗选浮选浓度为25%、温度为30 ℃的条件下,依次添加NaOH 1 200 g/t、淀粉1 000 g/t、CaO 500 g/t,RA-915粗选、精选用量分别为900 g/t、150 g/t,最终可获得铁品位66.13%、铁回收率88.44%的浮选铁精矿,此时浮选尾矿铁品位为15.83%。优化后的试验流程降低了强磁选尾矿铁品位,同时提高了浮选给矿的铁品位,降低了浮选提质降杂难度,对同类型的铁矿石开发利用具有借鉴意义。
关键词 微细粒|铁矿石|高梯度强磁选|阴离子反浮选 相似文献
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对某难选褐铁矿进行了直接还原焙烧-磁选工艺研究。进行了焙烧温度、焙烧时间以及还原剂添加量的条件试验, 以及焙烧样品的多种磁选流程对比试验。在原料粒度-2 mm, 焙烧温度1150 ℃, CaCO3用量为矿量的15%, 煤添加量为矿量的25%, 盖煤量为球团质量的33%, 保温时间2 h, 一段磨矿粒度为-0.045 mm粒级占97%, 一次粗选场强79 kA/m、两次精选场强45 kA/m时, 矿物焙烧金属化率95.24%, 铁精矿品位80.61%, 回收率88.58%。 相似文献
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首先对包钢选矿厂磁选铁精矿反浮选尾矿进行了弱磁选选铁磨矿细度试验和浮稀土粗选药剂用量试验,然后对试样进行了全流程试验。试验结果表明,采用3段阶段磨矿-弱磁选选铁、1粗3精浮选选稀土、第3段精选稀土的尾矿返回精选2流程处理现场反浮选尾矿,最终获得了REO品位为58.12%、REO回收率为64.74%、含铁5.70%的稀土精矿和铁品位为64.47%、铁回收率为56.51%、稀土REO品位为1.65%的铁精矿。 相似文献
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贵州某褐铁矿石为低硫磷褐铁矿石,铁品位为47.14%,铁矿物主要有褐铁矿,纤铁矿、硬锰矿、软锰矿、黄铁矿少量,褐铁矿呈不规则胶状、土状分布,与脉石矿物共生关系密切,磨矿过程不仅难以实现有用矿物与脉石矿物的有效分离,而且容易泥化,因而直接强磁选或重选均难以获得理想的分选指标。为解决该褐铁矿石资源的开发利用问题,采用磁化焙烧—磁选工艺对该矿石进行了选矿试验。结果表明,在无烟煤(2~0 mm)与矿样(3~0 mm)质量比为5%,焙烧温度为850℃,保温时间为40 min,焙烧产物的磨矿细度为-0.074 mm占97.5%,中磁选磁场强度为218.95 kA/m情况下,可获得铁品位为66.23%、铁回收率为97.53%的铁精矿。 相似文献
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