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国外某褐铁矿石铁品位为54.12%,褐铁矿多呈疏松、多孔的胶状分布,少部分呈块状或鲕状分布。采用单一浮选和重选工艺不能获得合格铁精矿。为给该矿石开发利用提供依据,进行了磁化焙烧—磨矿—磁选试验,考察了焙烧温度、焙烧时间、烟煤用量、磨矿细度、磁场强度对精矿指标的影响。结果表明:在烟煤用量为15%、焙烧温度为850℃、焙烧时间为60 min,焙烧产品自然冷却后经球磨磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为160 k A/m条件下弱磁选,可获得铁品位为64.65%、回收率为86.05%的精矿。 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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基于还原焙烧的某海滨钛磁铁矿的钛铁分离 总被引:1,自引:0,他引:1
为了高效分离印尼某高铁钛、低硫磷海滨钛磁铁矿中的钛铁,实现资源的充分利用,采用直接还原焙烧-磨矿-弱磁选工艺对该试样进行了还原焙烧工艺技术条件研究,并对确定条件下的焙烧产物进行了不同磨矿细度下的钛铁分离验证试验。结果表明,添加剂NCS对铁还原和钛铁分离有促进作用;在烟煤A用量(与试样的质量比)为30%、NCS用量为11%、还原焙烧温度为1 250 ℃、还原焙烧时间为60 min、磨矿细度为-43 μm占6902%、弱磁选磁场强度为151 kA/m的情况下,可获得TFe品位为9374%、回收率为9591%、TiO2品位为045%的还原铁粉,实现了钛铁的高效分离;钛在尾矿中的富集为后续回收钛创造了条件。 相似文献
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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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铜冶炼渣中含有铜、铁等有价金属,其中铜金属可通过直接浮选回收,但铁的矿物组成复杂,很难直接通过磁选回收。以含铁38.76%、含铜2.26%的铜冶炼渣为研究对象,在矿石性质研究基础上,以烟煤为还原剂,通过直接还原焙烧—磁选工艺回收铜渣中的铜、铁。结果表明,铜冶炼渣、烟煤和还原助剂氧化钙以100∶25∶20的质量比混合,在焙烧温度1 200 ℃,焙烧时间80 min的条件下直接还原焙烧铜渣;焙砂在磨矿细度为-0.045 mm含量占80%,磁场强度为111 kA/m的条件下进行磁选试验,最终可获得铁品位为91.54%,铁回收率为90.54%,铜品位为6.06%、铜回收率为89.04%的含铜铁精矿,研究结果可为铜冶炼渣的回收利用提供依据。 相似文献
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甘肃某镜铁矿尾矿中尚含有22.39%的铁,且铁主要以镜铁矿形式存在,其次以菱铁矿形式存在。为了给该尾矿的综合利用提供技术支持,以甘肃某焦化厂生产的半焦化煤粉作为还原剂,对该尾矿进行了磁化焙烧—弱磁选工艺研究。结果表明:在煤粉与原尾矿的质量比为1.5%、温度为750℃的条件下磁化焙烧60 min,可使原尾矿中绝大部分的镜铁矿和菱铁矿转化为磁铁矿;焙烧矿磨至-0.074 mm占87.36%后经1次弱磁粗选和1次弱磁扫选—粗、扫选所得粗精矿按0.045 mm筛分—筛下物1次弱磁精选—精选精矿与筛上物合并,可以获得铁品位为54.57%、铁回收率为78.97%的最终铁精矿。 相似文献
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以褐煤、烟煤、无烟煤和兰炭作为还原剂, 对低品位红土镍矿进行了直接还原焙烧-磁选实验研究。结果表明, 还原剂种类、粒度和用量对还原过程有较大影响, 其中褐煤作为还原剂时还原效果最好。最佳实验条件为: 红土镍矿原料粒度-0.075 mm, 还原剂(褐煤)粒度为-0.25 mm、用量4%, 焙烧温度1 200 ℃, 焙烧时间90 min, 焙烧后焙砂磨细至-0.05 mm, 在磁场强度0.3 T下粗选再在0.1 T下精选, 可得到镍品位3.2%、镍回收率82%、铁品位65%、铁回收率69%的镍铁精矿。 相似文献
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氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁 总被引:1,自引:0,他引:1
为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。 相似文献
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对内配碳-电炉固态还原-球磨-强磁选-尾矿酸化氧化浸出五氧化二钒工艺进行了研究, 讨论了不同的还原剂以及还原剂用量、还原温度、还原时间等因素对固态还原钒钛磁铁矿的影响。研究结果表明, 最佳的工艺参数为: 有机粘结剂用量为2%、无烟煤还原剂用量为矿量的30%、还原时间60 min、还原反应温度1200 ℃、磁选场强0.12 T、磁选尾渣浸出硫酸浓度为25%、液固比4∶1、氯酸钠氧化剂用量为尾矿质量的5%、浸出温度为常温、浸出时间180 min。此条件下, 磁选铁精矿经800 ℃氢还原30 min后, 所得铁粉金属铁品位大于96%, 达到化工铁粉质量要求。磁选尾渣经氧化浸出后, 溶液中五氧化二钒的浸出率大于76%, 浸出渣即钛精矿品位大于37%。 相似文献