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山西某磁选铁精矿浮选脱硫试验 总被引:4,自引:0,他引:4
山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%,S含量高达2.62%,主要铁矿物为磁铁矿,占总铁的92.23%;含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿,分别占总硫的53.72%和45.67%,硫在粗粒级(+100目)和细粒级(-325目)的含量相对较高,超过70%的硫分布在-200目粒级。为降低该铁精矿中的硫含量,进行了反浮选脱硫试验。结果表明,试样采用1粗1精-粗选与精选尾矿合并扫选,扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理,在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下,可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。 相似文献
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山西某磁选铁精矿铁品位为65.16%,S含量高达2.62%,主要铁矿物为磁铁矿,占总铁的92.23%;含硫矿物主要为磁黄铁矿和黄铁矿,分别占总硫的53.72%和45.67%,硫在粗粒级(+100目)和细粒级(-325目)的含量相对较高,超过70%的硫分布在-200目粒级。为降低该铁精矿中的硫含量,进行了反浮选脱硫试验。结果表明,试样采用1粗1精-粗选与精选尾矿合并扫选,扫选精矿返回粗选的闭路浮选流程处理,在粗选+精选丁基黄药用量为400+100 g/t、H106用量为950+450 g/t、松醇油用量为50+20 g/t的情况下,可获得铁品位为66.59%、含硫0.29%、铁回收率为91.40%的铁精矿和硫品位为22.13%、含铁52.75%、硫回收率为90.07%的硫精矿。 相似文献
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针对现有硼铁精矿硼铁分离工艺所存在的的弊端,提出采用转底炉珠铁工艺处理硼铁精矿,并通过热力学分析和实验室试验进行了验证。实验室试验表明:对于辽宁凤城Fe和B2O3含量分别为47.20%和6.90%的硼铁精矿,以莱芜钢铁公司所用无烟煤为还原剂、QT-10为造球粘结剂,用高温硅钼炉模拟转底炉,当硼铁精矿和煤粉的配合比分别为83.3%和16.7%、粘结剂配入量为精矿和煤粉总质量的2%、混合料的水分为7%时,含碳球团经1 400 ℃焙烧15 min,可很好地实现渣铁分离,所得含硼珠铁和高活性富硼渣分别可作为钢铁冶金和硼化工工业的优质原料。 相似文献
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梅山高磷铁精矿磁选法降磷现状 总被引:3,自引:0,他引:3
介绍了采用磁选法降低梅山铁精矿中磷含量的试验研究结果和在此基础上所采用的降磷“应急措施”的生产情况,分析了磁选法降磷生产中所存在的问题,提出了如何解决这些问题的建议。 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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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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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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分散态磁化焙烧-磁选回收某金尾矿中的铁 总被引:1,自引:0,他引:1
采用分散态磁化焙烧-磁选方法对某金尾矿中含量为27.26%的铁进行回收试验,着重考察了焙烧时间、磁场强度、分散剂(六偏磷酸钠)用量、絮凝剂(油酸+煤油)用量对精矿铁品位和回收率的影响。试验结果表明:将原料于850 ℃和CO所占气体体积分数为2%的气氛中分散态磁化焙烧5 min,对得到的焙烧矿在磁场强度为111.44 kA/m、分散剂和絮凝剂掺量分别为2.50和5.64 kg/t的条件下进行1次弱磁选,可以获得品位为57.15%、回收率为81.43%的铁精矿。 相似文献
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含硼铁精矿作为烧结矿含硼添加剂的探索 总被引:2,自引:0,他引:2
对含硼铁精矿作为烧结矿含硼添加剂进行了探索。以混合铁精矿为原料,以含硼铁精矿为添加剂,以无烟煤为燃料、石灰石为熔剂,研究了不同添加剂用量下烧结矿的技术指标、软化温度及还原度,分析了含硼铁精矿提高烧结矿的强度和冶金性能的原因。研究表明,含硼铁精矿是一种良好的烧结矿含硼添加剂。 相似文献
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峨口铁矿选矿厂采用阶段磨矿-弱磁选-细筛分级-淘洗磁选工艺流程,生产的铁精矿铁品位可达66%以上,但SiO2含量较高,在7%左右。为了使峨口铁矿选矿厂最终铁精矿的SiO2含量降到5%以下,以该厂淘洗磁选机的给矿为对象进行了提铁降硅选矿试验。试验结果表明:先采用氢氧化钠、玉米淀粉、石灰和中钢集团马鞍山矿山研究院有限公司研制的捕收剂MD对试样进行1粗1精3扫反浮选,再将反浮选尾矿再磨至-0.038 5 mm占82.60%后进行1粗1精弱磁选,最终可以获得铁品位为69.58%、铁回收率为97.05%、SiO2含量为4.23%的综合铁精矿,铁精矿SiO2含量达到预期目标。 相似文献
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以安徽金安矿业铁精粉为研究对象进行制备超纯铁精粉的试验研究,首先对原料的粒度分布、元素成分、物相组成、矿物赋存状态等进行了系统的研究,然后讨论了磨矿时间、磁场强度等因素对磁选效果的影响,以及捕收剂、抑制剂用量等因素对反浮选效果的影响。在上述研究基础上,进行了粗细分级-两段细磨磁选-磁选铁精矿再磨-反浮选组合流程的试验研究,通过采用该流程,可获得TFe品位为72.14%,SiO2含量为0.18%的超纯铁精粉。 相似文献