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Effects of embedding direct reduction followed by magnetic separation on recovering titanium and iron of beach titanomagnetite concentrate 被引量:10
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作者 Chao Geng Ti-chang Sun +2 位作者 You-wen Ma Cheng-yan Xu Hui-fen Yang 《Journal of Iron and Steel Research International》 SCIE EI CAS CSCD 2017年第2期156-164,共9页
Embedding direct reduction followed by magnetic separation was conducted to fully recover iron and titanium separately from beach titanomagnetite (TTM). The influences of reduction conditions, such as molar ratio of... Embedding direct reduction followed by magnetic separation was conducted to fully recover iron and titanium separately from beach titanomagnetite (TTM). The influences of reduction conditions, such as molar ratio of C to Fe, reduction time, and reduction temperature, were studied. The results showed that the TTM concentrate was reduced to iron and iron-titanium oxides, depending on the reduction time, and the reduction sequence at 1 200℃ was suggested as follows : Fe2.75 Ti0.25O4→Fe2TiO4→FeTiO3→FeTi2O5. The reduction temperature played a considerable role in the reduction of TTM concentrates. Increasing temperature from 1 100 to 1 200℃ was beneficial to recovering titanium and iron, whereas the results deteriorated as temperature increased further. The results of X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses showed that low temperature (≤1100℃) was unfavorable for the gasification of reductant, resulting in insufficient reducing atmosphere in the reduction process. The molten phase was formed at high temperatures of 1250-1 300℃, which accelerated the migration rate of metallic particles and suppressed the diffusion of reduction gas, resulting in poor reduction. The optimum conditions for reducing TTM concentrate are as follows: molar ratio of C to Fe of 1.68, reduction time of 150 min, and reduction temperature of 1 200℃. Under these conditions, direct reduction iron powder, assaying 90.28 mass% TFe and 1.73 mass% TiO2 with iron recovery of 90.85%, and titanium concentrate, assaying 46.24 mass% TiO2 with TiO2 recovery of 91.15%, were obtained. 展开更多
关键词 Titanomagnetite concentrate Direct reduction reduction condition Direct reduction iron powder magnetic separation
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酒钢悬浮焙烧磁铁矿选矿工艺优化研究
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作者 高泽宾 王永刚 张丽丽 《矿冶工程》 CAS 北大核心 2024年第3期68-72,共5页
对酒钢悬浮焙烧磁铁矿进行了磨矿-选矿工艺优化研究。采用110 mT低场强磁选机预提精、中矿再磨后采用磁选富集抛尾、富集精矿经阳离子反浮选,最终获得TFe品位60.06%、SiO_(2)含量5.17%、金属回收率84.27%的综合精矿;与原工艺指标相比,精... 对酒钢悬浮焙烧磁铁矿进行了磨矿-选矿工艺优化研究。采用110 mT低场强磁选机预提精、中矿再磨后采用磁选富集抛尾、富集精矿经阳离子反浮选,最终获得TFe品位60.06%、SiO_(2)含量5.17%、金属回收率84.27%的综合精矿;与原工艺指标相比,精矿TFe品位提高了1.96个百分点,金属回收率提高了1.38个百分点,SiO_(2)含量降低了1.06个百分点。 展开更多
关键词 磁化焙烧 磨矿解离度 可磨度 磁选 阳离子反浮选 铁精矿 提铁降硅
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袁家村微细粒难选磁赤混合铁矿石提铁降硅试验研究
3
作者 李贤 吴承优 罗良飞 《金属矿山》 CAS 北大核心 2024年第1期197-201,共5页
袁家村铁矿选矿厂原生产工艺流程获得的铁精矿TFe品位仅65%左右、SiO_(2)含量达4%~5%,难以满足市场对高品质铁精矿的需求。为此,在详细分析生产流程中混合磁选精矿性质的基础上,采用卧式搅拌磨机细磨—弱磁选+强磁选—反浮选工艺流程开... 袁家村铁矿选矿厂原生产工艺流程获得的铁精矿TFe品位仅65%左右、SiO_(2)含量达4%~5%,难以满足市场对高品质铁精矿的需求。为此,在详细分析生产流程中混合磁选精矿性质的基础上,采用卧式搅拌磨机细磨—弱磁选+强磁选—反浮选工艺流程开展了提铁降硅试验研究。对TFe品位42.44%、SiO_(2)含量35.42%的混合磁选精矿,在磨矿细度为-0.045 mm占97%情况下,全流程试验获得了产率53.87%、TFe品位67.87%、SiO_(2)含量1.96%、TFe回收率86.15%的高品质铁精矿;磨矿细度为-0.045 mm占94%情况下,适当增大捕收剂RA用量,可获得产率54.76%、TFe品位67.14%、SiO_(2)含量2.09%、TFe回收率86.63%的高品质铁精矿。研究结果可作为选矿厂提铁降硅工艺流程优化决策依据,对类似性质难选铁矿石的高效开发利用具有参考价值。 展开更多
关键词 卧式搅拌磨机 组合式强磁选机 提铁降硅 反浮选 高品质铁精矿
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鄂西某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷选矿试验研究 被引量:35
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作者 杨大伟 孙体昌 +2 位作者 徐承焱 祁超英 李志祥 《金属矿山》 CAS 北大核心 2009年第10期81-83,107,共4页
为开发利用鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿,对其进行了反浮选、强磁选、强磁选—反浮选、还原焙烧—弱磁选等多方案的提铁降磷选矿试验研究。试验结果表明,采用常规选矿方法很难对该矿石进行有效选别,而采用添加脱磷剂的还原焙烧—两段磨... 为开发利用鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿,对其进行了反浮选、强磁选、强磁选—反浮选、还原焙烧—弱磁选等多方案的提铁降磷选矿试验研究。试验结果表明,采用常规选矿方法很难对该矿石进行有效选别,而采用添加脱磷剂的还原焙烧—两段磨矿、两段弱磁选工艺,可或得较好的提铁降磷效果,铁精矿铁品位为92.34%,磷品位为0.025%,铁回收率为90.31%。 展开更多
关键词 高磷鲕状赤铁矿 提铁降磷 还原焙烧-弱磁选 脱磷剂
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高磷铁矿石降磷的现状与存在问题探讨 被引量:23
5
作者 郝先耀 戴惠新 赵志强 《金属矿山》 CAS 北大核心 2007年第1期7-10,66,共5页
介绍了国内外高磷铁矿石降磷方法的现状,提出了目前铁矿降磷方法中存在的问题,并对铁矿降磷未来的发展方向进行了探讨。
关键词 铁矿石 降磷 磁选 浮选 浸出
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选铁尾矿和钛精矿直接还原-磁选工艺回收铁实验研究 被引量:7
6
作者 杨合 孙旭 +2 位作者 刘东 薛向欣 杜钢 《材料热处理学报》 EI CAS CSCD 北大核心 2014年第4期90-95,共6页
针对铁品位较低的选铁尾矿和钛精矿,探索了直接还原-磁选回收铁的工艺。综合考察了配碳量、焙烧温度、保温时间和冷却方式对直接还原金属化率的影响,找出了实验最优指标。通过XRD和化学分析讨论了不同焙烧温度下还原过程中物相的变化。... 针对铁品位较低的选铁尾矿和钛精矿,探索了直接还原-磁选回收铁的工艺。综合考察了配碳量、焙烧温度、保温时间和冷却方式对直接还原金属化率的影响,找出了实验最优指标。通过XRD和化学分析讨论了不同焙烧温度下还原过程中物相的变化。结果表明:选铁尾矿中二价铁主要存在的物相(Fe,Mg)(Ti,Fe)O3在1300℃下较充分的被还原为金属铁。钛精矿中三价铁主要存在的物相Fe2TiO5在1300℃下较充分的还原为金属铁。在配碳量为6.29%,焙烧温度1300℃,保温时间1.0 h的最优条件下,选铁尾矿铁回收率达到80%,铁品位58%。在配碳量为10.36%,焙烧温度1300℃,保温时间1 h条件下,钛精矿铁回收率达到95%,铁品位78%。 展开更多
关键词 选铁尾矿 钛精矿 直接还原 磁选 回收铁
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铁矿石选矿技术进步对炼铁节能减排增效的显著影响 被引量:24
7
作者 余永富 祁超英 +1 位作者 麦笑宇 唐雪峰 《矿冶工程》 CAS CSCD 北大核心 2010年第4期27-32,35,共7页
阐述了我国铁矿石选矿技术进步和创新开发高效分选的新工艺和新设备。国内众多选矿厂进行铁矿石提铁降硅(杂)生产系统的改造与扩建,生产出含铁66%-69%、含SiO23%-5%的高质量铁精矿,有效地提高了炼铁高炉入炉铁品位,减少了高炉炼铁废... 阐述了我国铁矿石选矿技术进步和创新开发高效分选的新工艺和新设备。国内众多选矿厂进行铁矿石提铁降硅(杂)生产系统的改造与扩建,生产出含铁66%-69%、含SiO23%-5%的高质量铁精矿,有效地提高了炼铁高炉入炉铁品位,减少了高炉炼铁废气、废渣的排放量及铁矿石、焦炭及熔剂的消耗量,对高炉炼铁节能减排增效十分显著。 展开更多
关键词 反浮选 磁选柱 高频振筛网 磁选机 铁精矿质量 高炉节能减排
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深度还原-弱磁选回收稀土尾矿中铁的试验研究 被引量:14
8
作者 林海 许晓芳 +1 位作者 董颖博 张文通 《东北大学学报(自然科学版)》 EI CAS CSCD 北大核心 2013年第7期1039-1044,共6页
对某全铁品位为16.25%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明... 对某全铁品位为16.25%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明,在烟煤质量分数30%,焙烧温度1 300℃,焙烧时间60 min,磨矿细度-0.074 mm占75%,磁场强度118 kA/m的条件下,所得铁精矿TFe品位可达80.76%,铁回收率可达93.24%;稀土尾矿经深度还原后,其中的赤、褐铁矿、硅酸铁等含铁矿物转化为单质铁,铁精矿品位和回收率较常规选矿方法大幅度提高,同时脉石矿物组成简单,有利于萤石的富集回收. 展开更多
关键词 稀土尾矿 铁精矿 深度还原 弱磁选 烟煤
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贵州赫章鲕状赤铁矿选矿试验研究 被引量:11
9
作者 唐云 刘安荣 +1 位作者 杨强 张覃 《金属矿山》 CAS 北大核心 2011年第1期45-48,67,共5页
采用强磁选—反浮选工艺对贵州赫章鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究。在磨矿细度-0.075 mm占77.50%,磁感应强度1.55 T和棒介质的条件下进行1次强磁选粗选;强磁选粗精矿在磨矿细度-0.038 mm占84.00%,磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进... 采用强磁选—反浮选工艺对贵州赫章鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究。在磨矿细度-0.075 mm占77.50%,磁感应强度1.55 T和棒介质的条件下进行1次强磁选粗选;强磁选粗精矿在磨矿细度-0.038 mm占84.00%,磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次精选;强磁选粗尾矿在磁感应强度1.40 T和网介质的条件下进行1次扫选,然后精选尾矿和扫选精矿合并返回磨矿闭路流程,获得铁品位52.13%,磷含量0.45%,回收率72.16%的铁精矿。采用高效调整剂和高效捕收剂将强磁选精矿进行1次反浮选,获得了铁品位56.14%,磷含量0.22%,回收率62.48%的铁精矿。强磁选—反浮选工艺为开发利用该地鲕状赤铁矿提供了可行的依据。 展开更多
关键词 鲕状赤铁矿 提铁降磷 强磁选 强磁选-反浮选
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某难选褐铁矿直接还原焙烧-磁选工艺研究 被引量:10
10
作者 高照国 曹耀华 +1 位作者 刘红召 王威 《矿冶工程》 CAS CSCD 北大核心 2013年第4期49-51,55,共4页
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1 150℃,CaCO3用量为矿量的15%,煤添加量为矿量的25%,盖煤量为... 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1 150℃,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%。 展开更多
关键词 褐铁矿 直接还原焙烧 铁精矿 磁选
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含砷、锡铁精矿煤基直接还原焙烧脱除砷锡试验研究 被引量:6
11
作者 蒋曼 孙体昌 +2 位作者 秦晓萌 及亚娜 王珍 《矿冶工程》 CAS CSCD 北大核心 2011年第2期86-89,共4页
采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明,砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除,锡是在还原焙烧阶段与... 采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明,砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除,锡是在还原焙烧阶段与氯化剂反应生成易挥发的氯化物挥发脱除。综合试验结果表明,在优化条件下,还原焙烧-磁选得到直接还原铁产品中TFe品位及回收率均达到88%,As残余含量0.03%,Sn残余含量0.07%。 展开更多
关键词 铁精矿 还原焙烧 磁选 脱砷 脱锡
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含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺的实验研究 被引量:6
12
作者 付小佼 于洪翔 +1 位作者 柳政根 储满生 《东北大学学报(自然科学版)》 EI CAS CSCD 北大核心 2013年第7期966-970,共5页
针对现有含硼铁精矿硼铁分离工艺所存在的弊端,提出了含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺,并通过热力学分析和实验室研究进行了验证.研究表明:对于辽宁凤城Fe和B2O3质量分数分别为56.05%和3.86%的含硼铁精矿,最佳的选择性还原-选分工艺参... 针对现有含硼铁精矿硼铁分离工艺所存在的弊端,提出了含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺,并通过热力学分析和实验室研究进行了验证.研究表明:对于辽宁凤城Fe和B2O3质量分数分别为56.05%和3.86%的含硼铁精矿,最佳的选择性还原-选分工艺参数如下:配碳比0.8~1.0,还原温度1 275~1 300℃,还原时间不小于20 min,还原煤粒度为-0.075 mm,分选时的磁场强度为50 mT.得到的选分产物为高金属化率的金属铁粉,可进一步处理用于钢铁生产;选分尾矿为高品位的含硼资源,可作为硼工业的优质原料. 展开更多
关键词 含硼铁精矿 选择性还原 选分 磁场 硼铁分离
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低铁拜耳法赤泥中回收铁的实验研究 被引量:8
13
作者 黄蒙蒙 李宏煦 +1 位作者 刘召波 刘奇 《矿冶工程》 CSCD 北大核心 2017年第1期92-95,共4页
以氧化铝厂产生的拜耳法赤泥为原料,以煤粉为还原剂,采用还原焙烧-磁选法回收赤泥中的铁。研究了焙烧温度、焙烧时间、煤粉量、添加剂用量及磁场强度等因素对实验结果的影响,得到最优条件为:CaO/SiO_2比0.5、煤粉添加量15%、1 000℃下反... 以氧化铝厂产生的拜耳法赤泥为原料,以煤粉为还原剂,采用还原焙烧-磁选法回收赤泥中的铁。研究了焙烧温度、焙烧时间、煤粉量、添加剂用量及磁场强度等因素对实验结果的影响,得到最优条件为:CaO/SiO_2比0.5、煤粉添加量15%、1 000℃下反应60 min,磁场强度0.187 5 T(2.5 A)下磁选,铁回收率达到80.78%,精矿中铁品位为44.85%,原料中68.34%的镓进入磁性物质中。 展开更多
关键词 赤泥 还原焙烧 磁选 铁精矿
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鲕状赤铁矿焙烧磁选—酸浸工艺研究 被引量:4
14
作者 刘安荣 唐云 +1 位作者 张覃 杨强 《金属矿山》 CAS 北大核心 2010年第3期48-52,共5页
采用焙烧磁选—酸浸工艺处理贵州赫章鲕状赤铁矿,研究了焙烧磁选、酸浸因素对提铁脱磷的影响。试验结果表明,焙烧温度、磨矿细度对提铁脱磷影响较大。随着焙烧温度增加,铁品位和回收率均先增加后降低,磷含量先降低后增加;随着磨矿细度增... 采用焙烧磁选—酸浸工艺处理贵州赫章鲕状赤铁矿,研究了焙烧磁选、酸浸因素对提铁脱磷的影响。试验结果表明,焙烧温度、磨矿细度对提铁脱磷影响较大。随着焙烧温度增加,铁品位和回收率均先增加后降低,磷含量先降低后增加;随着磨矿细度增加,铁品位先降低后增加,回收率先增加后降低,磷含量逐渐降低;采用酸浸可将焙烧磁选精矿中的磷含量降到0.20%以下。当焙烧温度800℃,焙烧时间40 min,加入煤粉量占原矿量5.00%时获得的焙烧矿样,经过磨矿,采用一次粗选、一次精选弱磁选工艺流程,获得含铁59.21%,回收率70.32%,含磷0.43%的铁精矿;磁选精矿采用酸浸,获得含铁60.43%,含磷0.18%的铁精矿。 展开更多
关键词 鲕状赤铁矿 焙烧 磁选 酸浸 提铁脱磷
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峨口铁精矿提铁降硅选矿试验 被引量:4
15
作者 虞力 胡义明 +2 位作者 刘军 张永 皇甫明柱 《金属矿山》 CAS 北大核心 2014年第4期78-81,共4页
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... 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。 展开更多
关键词 铁精矿 提铁降硅 反浮选 再磨 弱磁选
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从梅山高炉瓦斯泥中回收铁精矿的研究 被引量:21
16
作者 于留春 衣德强 《金属矿山》 CAS 北大核心 2003年第10期65-68,共4页
通过对国内外高炉粉尘利用情况的分析、研究 ,结合梅山高炉瓦斯泥的性质、特征和现状 ,提出用弱磁—强磁选的选矿工艺 ,从中回收铁精矿的设想。通过试验室试验 ,取得了较好的技术经济指标 ,达到了预期效果。该工艺可用于生产实践 。
关键词 高炉 瓦斯泥 铁精矿 回收 弱磁-强磁选 煤气
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包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究 被引量:4
17
作者 余永富 陈雯 彭泽友 《稀土》 EI CAS CSCD 北大核心 2010年第2期60-64,共5页
包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性... 包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。 展开更多
关键词 包头强磁粗精矿 还原焙烧 磁选 提铁降杂
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铜渣熔融还原回收铁试验研究 被引量:14
18
作者 朱茂兰 王俊娥 +3 位作者 陈杭 傅皓柯 高浩菡 胡志彪 《有色金属(冶炼部分)》 CAS 北大核心 2019年第1期16-18,共3页
以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温10... 以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温100min的条件下对浮选尾渣进行熔融还原,焙烧后的产物破碎磨细至-0.074mm占85%,再进行弱磁选,可获得铁品位为67.47%的还原铁精矿,铁回收率为92.32%。 展开更多
关键词 铜浮选尾渣 熔融还原 磁选 铁精矿
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梅山铁矿铁精矿降硅选矿试验 被引量:6
19
作者 胡义明 刘安平 徐望华 《金属矿山》 CAS 北大核心 2013年第8期47-52,87,共7页
为了给梅山铁矿选矿厂降低铁精矿硅含量提供技术支持,在查明现场铁精矿SiO2含量高的原因基础上,采用4种方案进行了从现场浮硫尾矿获取SiO2含量<4%的铁精矿的选矿试验。结果表明,方案1(在现场选铁流程基础上增加弱磁精选并在高梯度磁... 为了给梅山铁矿选矿厂降低铁精矿硅含量提供技术支持,在查明现场铁精矿SiO2含量高的原因基础上,采用4种方案进行了从现场浮硫尾矿获取SiO2含量<4%的铁精矿的选矿试验。结果表明,方案1(在现场选铁流程基础上增加弱磁精选并在高梯度磁选时采用低场强)、方案3(弱磁选—高梯度磁选—细筛分级—筛上再磨再选)和方案4(弱磁选—高梯度磁选—弱酸性正浮选)均可获得SiO2含量<4%的铁精矿,但方案1精矿铁品位相对较高而铁回收率相对较低,方案3和方案4则铁回收率相对较高而精矿铁品位相对较低。因此,究竟采用哪种方案,还应通过进一步的扩大试验乃至工业试验予以确定。 展开更多
关键词 铁精矿降硅 弱磁精选 低场强高梯度磁选 细筛分级 再磨再选 弱酸性正浮选
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辽宁某含硼铁精矿造团—金属化还原铁—磁选试验 被引量:2
20
作者 余建文 韩跃新 +1 位作者 李艳军 高鹏 《金属矿山》 CAS 北大核心 2016年第10期71-76,共6页
辽宁某含硼铁精矿主要有价元素为铁、硼,TFe含量为55.55%,B_2O_3含量为4.22%;铁主要以磁铁矿形式存在,硼主要以硼镁石形式存在,杂质矿物主要为蛇纹石和磁黄铁矿。为实现该含硼铁精矿中硼、铁的有效分离,采用造团—金属化还原铁—磁选工... 辽宁某含硼铁精矿主要有价元素为铁、硼,TFe含量为55.55%,B_2O_3含量为4.22%;铁主要以磁铁矿形式存在,硼主要以硼镁石形式存在,杂质矿物主要为蛇纹石和磁黄铁矿。为实现该含硼铁精矿中硼、铁的有效分离,采用造团—金属化还原铁—磁选工艺进行硼铁分离试验。结果表明,制成15 mm×20 mm柱状体团块的含硼铁精矿外配过量的还原煤(n(C)∶n(Fe)=2.5),在还原温度为1 125℃和还原时间为150 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁金属化率为88.92%;焙烧产品磨细至-0.074 mm占65%,在磁场强度为80 k A/m条件下弱磁选后,可获得铁品位为92.7%、回收率94.4%的优质铁精矿和B_2O_3含量为14.5%、回收率为84.4%的合格硼精矿,实现了硼铁的有效分离。 展开更多
关键词 含硼铁精矿 金属化还原铁 磁选 铁精矿 硼精矿
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