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简述了悬浮磁化焙烧技术的形成历程,分析了预富集-悬浮磁化焙烧-磁选工艺(PRSM)选别复杂难选铁矿的技术优点。铁品位31.63%的东鞍山贫赤铁矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁品位为66.55%、回收率为77.01%的优质铁精矿;铁品位10.60%的鞍钢东部尾矿经预富集-悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得铁精矿铁品位65.69%、回收率55.33%的技术指标;酒钢粉矿采用悬浮磁化焙烧-弱磁选工艺处理,可获得精矿铁品位60.30%、回收率79.49%的技术指标。东鞍山贫赤铁矿、鞍钢东部尾矿和酒钢粉矿经悬浮磁化焙烧扩大连续试验处理均取得了良好的选别指标,且设备运行稳定。PRSM技术为我国复杂难选铁矿选矿技术的重大突破。 相似文献
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对国外某高铝赤褐铁矿进行了选矿试验研究。采用还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位58.26%、铁回收率80.53%的试验指标; 采用钠化还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位63.48%、回收率95.45%的试验指标。探索了在富集铁的同时富集镍、降低铁精矿中Al2O3含量的可行性。 相似文献
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海南石碌铁矿石铁品位为40.21%,主要有害成分硫含量达1.32%,铁主要以赤铁矿的形式存在,分布率达73.56%。为确定该矿石的合理开发利用工艺进行了选矿试验。结果表明,采用预富集—磁化焙烧—弱磁选工艺处理试样,在磨矿细度为-0.074 mm占62.18%的条件下,采用1粗1精1扫、中矿顺序返回反浮选流程脱硫,1次中磁选+1次强磁选预富集,进入磁化焙烧—弱磁选工艺的矿量减少了16.50%,预富集精矿铁品位为45.61%、S含量为0.54%;预富集精矿在还原温度为520℃、还原剂浓度为30%、还原时间为20 min,弱磁选给矿细度为-0.038 mm占90%的情况下可获得铁品位为66.86%、回收率为92.27%的铁精矿,试验指标良好。 相似文献
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江西某冶炼厂氧化焙烧氰化尾渣含铁43.15%,含硫1.97%,属高硫氰化尾渣,采用常规选矿方法、磁化焙烧—磁选工艺难以获得理想的铁回收率指标。为开发利用该尾渣,对其进行了还原焙烧同步脱硫回收铁工艺研究。试验确定的最佳焙烧条件为:烟煤用量20%、脱硫剂BK用量16%、还原焙烧温度1 150℃、焙烧时间45 min。最佳焙烧条件获得的焙烧产品经两段阶段磨矿阶段弱磁选试验,获得了产率42.71%、铁品位92.05%、硫含量0.04%、磷含量0.04%、铁回收率91.11%的还原铁产品,为高硫氰化尾渣资源化提供了一种新途径。 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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从内蒙古某高硫铁尾矿中回收铁的研究 总被引:1,自引:0,他引:1
内蒙古某硫铁矿属以硫为主、伴生低品位铜锌的复杂硫化矿石, 经浮选流程产生了铁品位为17.75%、硫含量为5.87%的高硫铁尾矿。针对此高硫铁尾矿进行了磁选、摇床、磁选-反浮选和直接还原焙烧-磁选等一系列提铁降硫的探索试验研究。结果表明, 采用常规选矿方法很难达到理想的分选效果;而采用直接还原焙烧-磁选方法可获得铁品位为93.57%、硫含量为0.39%、对弱磁精矿的回收率为82.01%的直接还原铁产品, 为有效提高资源综合利用率提供了新的途径。 相似文献
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为解决酒钢镜铁山镜铁矿竖炉焙烧熟料采用磁滑轮预选-欠烧矿二次焙烧后抛废-磨矿-弱磁选工艺处理所存在的磨矿效率、精矿铁品位和铁回收率均较低等问题,进行了选矿试验研究。结果表明,原料破碎至0~5 mm后经粉矿干选,干选精矿磨矿-弱磁选,干选中矿二次焙烧-磨矿-弱磁选,最终可获得铁品位为58.31%,回收率为84.39%的铁精矿,粉矿干式抛尾产率为7.56%、铁品位为7.75%,需进行二次焙烧的中矿产率为18.03%。与现场生产指标相比,新工艺精矿铁品位高3个百分点左右,铁回收率高2个百分点左右。因此,新工艺是处理现场焙烧矿的合适工艺,具有节能减排、降本提质的效果。 相似文献
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针对纳米比亚某铁矿嵌布粒度极细的特点,采用磨矿-弱磁选流程和磨矿-预选抛尾-再磨-弱磁选流程对该矿进行了选矿试验研究。在原矿TFe品位23.63%条件下,前者获得品位66.56%、回收率47.56%的铁精矿;后者可获得品位66.38%、回收率51.44%的铁精矿。两流程相比,铁精矿指标相近,但后者可减少占原矿41.85%的二段磨矿量,故将其作为推荐流程。 相似文献
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甘肃某微细粒嵌布的贫磁铁矿石因最终磨矿产品粒度极细,常规弱磁选指标较差。为改善选别效果、提高分选指标,对弱磁精选前的分散—选择性絮凝条件进行了研究,并借助激光粒度分析仪对分散—絮凝效果进行了测定。结果表明:矿石在磨矿1细度为-74μm占90.43%、磨矿2细度为-30μm占93.45%、弱磁精选1分散剂六偏磷酸钠用量为500 g/t,絮凝剂CMS用量为750 g/t,矿浆p H=11情况下,采用磨矿1—弱磁粗选—磨矿2—2次弱磁精选流程处理,最终获得铁品位为62.82%、铁回收率为79.12%的铁精矿,该精矿比常规弱磁精矿铁品位和铁回收率分别提高了1.28和5.08个百分点。分散—絮凝机理分析表明:在分散状态下,磁铁矿表面电荷负值较石英小,阴离子型絮凝剂CMS可通过氢键作用选择性吸附磁铁矿颗粒,显著增大磁铁矿微细颗粒的粒径,从而改善磁选效果、提高选矿指标。 相似文献
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为给山西某铁矿大规模开发利用矿区内的低铁含硫矿石提供技术方案,在完成矿石性质分析的基础上进行了选矿工艺研究。结果表明:①矿石中的铁以磁性铁和硅酸铁为主,分别占总铁的54.46%和36.52%,赤褐铁仅占总铁的2.81%,因此,该矿石宜采用弱磁选工艺回收,但铁回收率不高;②采用大块(-75 mm)中磁干抛-粉矿(-12 mm)弱磁干式预选-一段磨矿(-200目55%)-弱磁粗选-粗精矿二段磨矿(-200目95%)-2次弱磁精选-1粗1精脱硫反浮选流程处理铁品位为20.54%、硫含量为0.763%的铁矿石,获得了铁品位为69.65%、铁回收率为48.63%、硫含量为0.09%的铁精矿,硫品位为24.93%、硫回收率为27.77%的含硫杂质可作为硫精矿出售。 相似文献
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