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991.
992.
993.
994.
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
995.
刚果(金)某硫化铜钴精矿沸腾焙烧试验研究 总被引:1,自引:1,他引:0
针对刚果(金)某铜钴矿选矿所得硫化铜钴精矿进行了沸腾焙烧试验研究。研究表明, 在焙烧温度620 ℃、空气线速度043 m/s、风矿比3.33 m3/kg的条件下, 硫化铜钴精矿焙烧效果较好。焙砂和焙烧烟尘酸浸试验结果进一步验证了最佳焙烧条件, 焙砂铜、钴、铁浸出率分别为96.43%, 87.06%和10.89%, 焙烧烟尘铜、钴、铁浸出率分别为96.32%, 84.02%和17.12%。试验研究结果为该类型铜钴矿选冶联合工艺选择及后期工业化应用提供了实验数据与技术支持。 相似文献
996.
997.
以含Ni 1.49%, Fe 34.69%的红土镍矿为研究对象, 采用煤基直接还原法选择性还原镍铁矿物, 研究并分析了焙烧过程中还原剂和添加剂种类及用量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁选择性还原的影响规律。结果表明: 以宁夏烟煤为还原剂, NCS为添加剂, 1 200 ℃焙烧50 min, 磁选得到镍铁产品中含镍9.51%, 镍的回收率为84.04%, 镍铁回收率差为54.49%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及X射线能谱分析(EDS)等测试手段分析了磁选镍铁产品中镍铁的存在形式, 结果表明: 红土镍矿直接还原过程中铁矿物大部分被还原成浮士体, 仅有少部分铁矿物被还原成金属铁, 并与镍矿物还原金属镍形成铁纹石和镍纹石, 实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原。 相似文献
998.
采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响, 酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%, 碳酸钠用量为15%, 焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为30 min, 硫酸浓度为7%, 液固比为15∶1, 酸浸温度为60 ℃, 酸浸时间15 min条件下, 可获得TFe品位为60.21%, 回收率为93.49%, SiO2和Al2O3含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。 相似文献
999.
研究了锑金精矿在氮气、氧气和一氧化碳三种气氛中的挥发特性, 通过综合分析Sb、S两种元素的挥发行为, 结合焙砂的微观形态分析, 研究了三种气氛中的挥发反应机理。结果表明, 锑金精矿在三种不同气氛下所发生的挥发反应各不相同。氮气气氛中, Sb2S3直接挥发;一氧化碳气氛中, 除部分Sb2S3直接挥发外, 还有一部分Sb2S3被还原成难挥发的金属Sb以熔融态的形式残留在焙砂中, 同时生成COS气态产物进入气相;氧气气氛中,Sb2S3被气相中的O2氧化, 一部分生成难挥发的Sb2O4残留在焙砂中, 另一部分以Sb2O3的形态挥发进入气相。 相似文献
1000.
氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究 总被引:2,自引:0,他引:2
采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾, 研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响, 并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明: 以氯气处理锂云母, 氯化焙烧温度为850 ℃, 时间为3 h时, 锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%; XRD结果表明, 焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO3)2、SiO2、KCl、NaCl、K(Si3Al)O8。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后, 物料的熔点明显提高, 900 ℃下氯化焙烧30 min时, 锂的浸出率为92.5%, 钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca0.65Na0.35(Al1.65Si2.35O8)、CaF2、SiO2。 相似文献