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湖北某高磷鲕状赤铁矿石铁品位为42.21%、磷含量为1.31%;铁主要以赤铁矿形式存在,磷主要以磷灰石形式存在。为考察深度还原过程中磷的迁移行为,对该矿石进行了深度还原—弱磁选试验。结果表明:升高还原温度、延长还原时间或增大碳氧摩尔比均有利于磷向金属铁相富集。在还原温度1 548 K、碳氧摩尔比2.5和还原时间60 min的条件下进行还原,获得的还原产品磨细至-0.074 mm占84%,在磁场强度为107 k A/m的条件下弱磁选后,可得到磷品位2.49%、回收率77.07%的高磷金属相。金属相SEM及EDS能谱分析结果表明:金属相中部分区域的磷以P-Fe固溶体的形式存在,部分区域的磷以Fe_xP和P-Fe固溶体的形式共存。 相似文献
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以某铁品位42.21%、磷含量1.31%的高磷鲕状赤铁矿为研究对象,考察了深度还原过程中磷在金属相中的富集特性。热力学分析显示,磷以固溶体或FexP的形式存在于金属相中。采用HSC Chemistry 6.0软件对磷在金属相富集进行了模拟计算,升高还原温度或增大C/O摩尔比对金属相中磷含量的提高有利,SiO_2、Al_2O_3和SiO_2-Al_2O_3等杂质成分参与还原反应可促进磷在金属相富集。对模拟结果进行了试验验证,结果表明模拟计算对磷在金属相富集的趋势具有一定的预测作用。在还原时间50 min、还原温度1548 K、C/O摩尔比2.5的条件下,金属相中磷的品位和回收率分别为2.38%和74.85%。 相似文献
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为提高我国铁矿资源的高效开发利用水平,提高铁矿石自给率,基于高磷鲕状赤铁矿石的矿物特性,对高磷鲕状赤铁矿的资源利用现状、提铁降磷工艺方法和机理进行了综述。指出采用传统选矿方法,如单一浮选、选择性絮凝-反浮选、浮磁联合等常规选矿方法虽然操作简单易行,但得到的铁精矿铁品位和回收率等选别指标较低,去磷率低,难以达到理想的提铁降磷效果;化学浸出法、生物浸出法以及冶炼法虽然去磷效果显著,但存在成本和环境问题;东北大学相关课题组在总结已有提铁降磷研究成果和大量试验研究的基础上提出了一种低耗、高效的提铁降磷的工艺方法,即深度还原短流程熔炼工艺技术,该技术以铁矿石→金属铁→铁水→铁水除杂→成型钢材为流程路线,具有工艺流程短、热量利用率高等优势,可以实现高磷鲕状赤铁矿石的高效选别。 相似文献
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某高磷鲕状赤铁矿磷含量为1.31%,主要以磷灰石的形式存在。采用热力学分析、模拟计算及试验验证的方法,对该矿石深度还原过程中磷灰石的还原热力学行为进行了研究。结果显示,在预定的深度还原温度范围内,矿石中的磷灰石可以被还原;杂质氧化物参与反应可降低起始反应温度;升高还原温度、增大C/O摩尔比和延长反应时间均有利于磷灰石的还原,在还原温度1 548 K、还原时间50 min、C/O摩尔比2.0的条件下,磷灰石的还原度达到78.57%。上述研究内容对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷元素迁移走向的选择有指导意义。 相似文献
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为考察高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿石还原焙烧的可能性,以鄂西某铁品位为42.72%的鲕状赤铁矿石和河北某铁品位为23.96%、固定碳含量为32.83%的高炉灰为原料,进行了共还原焙烧回收铁试验。结果表明:在高炉灰用量为30%、共还原焙烧温度为1 150 ℃、焙烧时间为60 min、还原产品磨矿细度为-0.043 mm占96%、磁选磁场强度为87.58 kA/m条件下,可获得铁品位为91.88%、回收率为88.38%、磷含量为0.072%的还原铁。不同高炉灰用量下焙烧产品的XRD分析结果表明:随高炉灰用量的增加,铁的衍射峰逐渐增强,增加高炉灰用量有利于含铁矿物被还原成金属铁,但还原铁产品磷含量也升高。高炉灰作为还原剂用于高磷鲕状赤铁矿共还原焙烧,为高效利用高炉灰和难选铁矿石提供了一种新思路,又可以降低鲕状赤铁矿石直接还原焙烧的成本,同时减轻高炉灰对环境的污染,具有较高的经济和环境效益。 相似文献
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通过强磁选-反浮选试验,考察了自行研制的QD系列阴离子捕收剂对鄂西高磷鲕状赤铁矿的反浮选效果。试验结果显示:在-0.074 mm占90%的磨矿细度下,QD系列的3种捕收剂均可以从铁品位为47.87%,P含量为0.78%的强磁选精矿获得铁品位大于52%,磷含量小于0.60%,作业铁回收率大于53%的反浮选铁精矿,其中QD-02和QD-03的作业铁回收率大于70%,QD-01可将铁精矿磷含量降至0.46%。试验结果证明QD系列阴离子捕收剂是高磷鲕状赤铁矿的有效反浮选药剂。 相似文献
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高磷鲕状赤铁矿动态磁化焙烧-磁选试验研究 总被引:3,自引:3,他引:0
对鄂西高磷鲕状赤铁矿进行了动态磁化焙烧-磁选试验研究。针对两种不同粒度的原矿, 确定了动态气-煤混用磁化焙烧的工艺条件: 焙烧温度800 ℃, 混配煤粉5%, 煤气流量0.9 L/min, 转炉倾角1.8°, 转炉转速0.6 r/min(焙烧时间50 min)。矿石中赤铁矿可有效转变为磁铁矿, 焙烧过程中无粘结现象。焙烧产品采用阶段磨矿-阶段磁选流程, 原料粒度0~2 mm时, 精矿铁品位58.95%, 铁回收率87.26%; 原料粒度0~6 mm时, 精矿铁品位58.69%, 铁回收率89.50%。 相似文献
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对鄂西某高磷鲕状赤铁矿进行了反浮选试验研究。采用复配阴离子捕收剂915BM,通过条件试验,确定最佳浮选工艺条件为:矿浆温度25 ℃,粗选pH值为11、淀粉用量1 000 g/t、氧化钙用量500 g/t、915BM用量600 g/t,精选915BM用量200 g/t。一粗二精一扫闭路试验得到的精矿铁品位55.90%、回收率80.73%,磷含量降到0.23%。对浮选精矿、尾矿和中矿进行分析,结果表明,磷在+0.044 mm粒级中分布率相对较高,要进一步降低产品中磷含量,必须增加磨矿细度。 相似文献
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湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。 相似文献
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