CN103589858A - 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 - Google Patents
一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 Download PDFInfo
- Publication number
- CN103589858A CN103589858A CN201310475049.8A CN201310475049A CN103589858A CN 103589858 A CN103589858 A CN 103589858A CN 201310475049 A CN201310475049 A CN 201310475049A CN 103589858 A CN103589858 A CN 103589858A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- reduction
- granularity
- high silicon
- silicon refractory
- ore
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Abstract
本发明提供了一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:步骤1:将高硅难选铁矿石和增氧剂及炭块按100:20~40:15~30的比例配料后混均;步骤2:混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20~60min;步骤3:高温还原物料冷却后经磁滑轮干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,得到金属化铁粉。本发明通过在高硅难选铁矿石中配加增氧剂,可使还原时间由60~120min缩短到20~60min,提高产能20%以上;可使还原温度由1300℃以上降低到1050~1200℃,降低了直接还原的燃料消耗。
Description
技术领域
本发明属于有色冶金技术领域,涉及一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法。
背景技术
我国铁矿石的主要特点是“贫”、“细”、“杂”,平均铁品位32%左右,比世界平均品位低11个百分点,同时,矿石中含有大量的硅酸盐脉石矿物,且大量的矿物嵌布粒度在微米级别,为铁矿石的磨选工艺带来一定的困难,造成高硅难选铁矿石资源的利用率较低,甚至个别矿种没有得到有效利用。
高硅难选铁矿石中铁含量为28~35%、硅含量为20~48%,矿物嵌布粒度较细。采用常规的磁选工艺存在着铁精矿品位较低的问题,采用常规的磁化焙烧-磁选工艺也很难使硅含量得到较大下降,其它常规选矿工艺处置后同样都存在着选别指标和经济性差的问题。对于高硅难选铁矿石,目前大都通过直接还原工艺进行处理,根据其主要含有Fe2O3和Fe3O4的特点,以煤基高温焙烧方式通过Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe或Fe3O4→FeO→Fe的路径进行还原。
在用碳还原过程中,由于固体颗粒之间的不完全接触,固-固直接还原程度较小,其主要还原形式为碳气化后生成的CO与固体矿石之间发生的间接还原,但从铁氧化物和碳直接接触产生的CO含量有限,而且高硅难选铁矿石中铁氧化物含量较低,固定碳与铁氧化物还原反应生成的CO2浓度较低,造成碳气化反应速度较低,从而使还原介质中CO浓度达不到55%以上,影响了铁矿石的还原过程。因此,通过传统的直接还原工艺需要较高的焙烧温度和较长的还原焙烧时间,使得常规直接还原方法成本较高、资源利用率低,同时存在产品硅含量较高的问题。
发明内容
本发明的目的在于针对现有技术存在的问题,提供一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,以降低高硅难选铁矿石还原温度,缩短还原时间,降低产品硅含量。
为此,本发明采用如下技术方案:
一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1:将高硅难选铁矿石和增氧剂及粒度为3~8mm的炭块按100:20~40:15~30的比例配料后混均;
步骤2:混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20~60min;
步骤3:高温还原物料冷却后经磁滑轮干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制在-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
进一步地,步骤1中,所述增氧剂为粒度为8~16mm的石灰石。
进一步地,步骤1中,所述炭块优选为兰炭炭块。
进一步地,将非磁性物料进行粒度分级,得到的生石灰块和炭块,供铁冶炼烧结工序使用。
一种2~8mm的高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1中,将粒度为2~8mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20~30:15~25的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为30~50min。
一种8~16mm高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1中,将粒度为8~16mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:30~40:20~30的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为40~60min。
一种0~2mm的高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1:将粒度为0~2mm的高硅难选铁矿石粉矿进行磨矿和强磁选富集,得到富集铁料,磨矿粒度控制在-200目占80%以上;
步骤2:将富集铁料、膨润土和硼砂按100:2.0~5.0:0.6~1.0的比例配料后混匀;
步骤3:步骤2混匀后的物料经润磨、造球、筛分、干燥后得到粒度为8~16mmmm的球团矿,将球团矿与粒度为8~16mm的石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20~30:15~25比例配料后混匀;
步骤4:步骤3混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20~40min;
步骤5:高温还原物料冷却后进行干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制为-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
本发明的主要反应原理如下:
6Fe2O3(s)+C(s)→4Fe304(s)+CO2(g) (1)
3Fe2O3(s)+C(s) →2Fe304(s)+CO(g) (2)
3Fe2O3(s)+CO(g)→2Fe304(s)+CO2(g) (3)
Fe3O4(s)+CO(g)→3FeO(s)+CO2 (g) (4)
2FeO(s)+2C(s)→2Fe(s)+2CO(g) (5)
2FeO(s)+C(s)→2Fe(s)+CO2(g) (6)
FeO(s)+ CO(g)→Fe(s)+CO2(g) (7)
CaCO3(s) →CaO(s)+CO2(g) (8)
CO2(g)+C(s)→2CO(g) (9)
针对铁氧化物直接还原过程受碳的气化反应控制的原理,为强化碳的气化反应速度,本发明采用了石灰石作为增氧剂,石灰石受热分解产生CO2,CO2与C反应产生了大量的CO,为FeO直接还原提供了充足的还原气体,使还原反应快速进行。同时,由于石灰石在900~1200℃可快速分解,此温度区间也是FeO转变为Fe温度点。FeO在900~1200℃获得了大量的还原气体CO,还原介质(指CO)浓度达到60%以上,使FeO的还原时间由60~120min缩短为20~60min,还原温度由1300℃以上降低到1050~1200℃(为了提高还原反应的速度和缩短反应时间,本发明选择了1050~1200℃这个温度范围,而未将最低反应温度设置在900℃),使高硅难选铁矿石直接还原的成本降低,产能提高。同时,针对高硅难选铁矿石中硅含量高、铁含量低的特点,采用增氧直接还原→磨矿→磁选工艺处置后,铁粉中硅的含量可降低到15%以下。
另外,本发明中石灰石(CaCO3)受热分解产生的生石灰(CaO)可有效起到调碱脱硫的作用。调碱是指调整物料碱度,主要是调整CaO/SiO2比,因为CaO(s)易于与SiO2(s)结合,在还原过程中可使渣铁进行有效分离,使铁氧化物易于被还原;脱硫主要是指CaO在还原过程中与游离的S生成CaS,然后进入渣中,起到脱硫作用。
再次,本发明选用兰炭原因在于:(1)固定碳含量高,达到70%以上,通过C的气化反应能产生大量的CO。(2)价格便宜(约380元/吨),可作为一种经济的还原剂,价格远低于焦炭,甚至低于大部分优质煤粉。
兰炭成分如下表所示:
灰分 | 挥发份 | 硫 | 固定碳 |
9-13% | 12-14% | 0.2-0.35% | 74-77% |
本发明的有益效果在于:
1、通过在高硅难选铁矿石中配加增氧剂,可使还原时间由60~120min缩短到20~60min,提高产能20%以上;可使还原温度由1300℃以上降低到1050~1200℃,降低了直接还原的燃料消耗;
2、通过将高硅难选铁矿石进行增氧直接还原→磨矿→磁选处理后,硅含量可控制在15%以下;
3、本发明方法可将高硅难选铁矿石处理为铁品位80%以上和金属化率90%以上的铁粉。
具体实施方式
本发明所说的高硅难选矿其化学分析结果如下表所示:
成分 | TFe | FeO | SiO2 | AI2O3 | CaO | MgO | MnO | P | S |
含量(%) | 28~35 | 10~17 | 40~48 | 3~6 | 1~6 | 0.5~3 | 0.5~4 | 0.03~0.3 | 0.03~0.5 |
实施例1
一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1:将粒度为2~8mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20:20的比例配料后混匀;
步骤2:混匀后的物料送入回转窑中,在1150℃下进行焙烧还原,还原时间控制为40min;
步骤3:高温还原物料冷却后经磁滑轮干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制在-200目占80%以上,得到金属化铁粉;非磁性物料进行粒度分级,得到的生石灰块和炭块,供铁冶炼烧结工序使用。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:82.6%、MFe:91.0%。
实施例2
实施例2与实施例1的不同之处在于:
步骤1中,将粒度为2~8mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:25:15的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入回转窑中,在1050℃下进行焙烧还原,还原时间控制为50min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:80.5%、MFe:90.5%。
实施例3
实施例3与实施例1的不同之处在于:
步骤1中,将粒度为2~8mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:30:25的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入回转窑中,在1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为30min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:81.2%、MFe:91.6%。
实施例4
一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1:将粒度为8~16mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:30:25的比例配料后混匀;
步骤2:混匀后的物料送入回转窑中,在1150℃下进行焙烧还原,还原时间控制为50min;
步骤3:高温还原物料冷却后经磁滑轮干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制在-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:83.1%、MFe:92.2%。
实施例5
实施例5与实施例4的不同之处在于:
步骤1中,将粒度为8~16mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:35:30的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入回转窑中,在1050℃下进行焙烧还原,还原时间控制为60min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:81.2%、MFe:91.1%。
实施例6
实施例6与实施例4的不同之处在于:
步骤1中,将粒度为8~16mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:40:20的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入回转窑中,在1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为40min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:83.5%、MFe:92.1%。
实施例7
一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,包括如下工艺步骤:
步骤1:将粒度为0~2mm的高硅难选铁矿石粉矿进行磨矿和强磁选富集,得到富集铁料,磨矿粒度控制在-200目占80%以上;
步骤2:将富集铁料、膨润土和硼砂按100:2.0:0.8的比例配料后混匀;
步骤3:步骤2混匀后的物料经润磨、造球、筛分、干燥后得到粒度为8~16mmmm的球团矿,将球团矿与粒度为8~16mm的石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20:20比例配料后混匀;
步骤4:步骤3混匀后的物料送入回转窑中,在1150℃下进行焙烧还原,还原时间控制为30min;
步骤5:高温还原物料冷却后进行干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制为-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:81.2%、MFe:90.3%。
实施例8
实施例8与实施例7的不同之处在于:
步骤2中,将富集铁料、膨润土和硼砂按100:3.0:1.0的比例配料后混匀;
步骤3中,将球团矿与粒度为8~16mm的石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:25:15比例配料后混匀;
步骤4中,步骤3混匀后的物料送入回转窑中,在1050℃下进行焙烧还原,还原时间控制为40min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:80.1%、MFe:90.2%。
实施例9
实施例9与实施例7的不同之处在于:
步骤2中,将富集铁料、膨润土和硼砂按100:5.0:0.6的比例配料后混匀;
步骤3中,将球团矿与粒度为8~16mm的石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:30:25比例配料后混匀;
步骤4中,步骤3混匀后的物料送入回转窑中,在1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20min。
磁选后得到的金属化铁粉指标为: TFe:80.3%、MFe:91.1%。
Claims (7)
1. 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,包括如下工艺步骤:
步骤1:将高硅难选铁矿石和增氧剂及粒度为3~8mm的炭块按100:20~40:15~30的比例配料后混均;
步骤2:混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20~60min;
步骤3:高温还原物料冷却后经磁滑轮干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制在-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
2. 根据权利要求1所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,步骤1中,所述增氧剂为粒度为8~16mm的石灰石。
3.根据权利要求2所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,包括如下工艺步骤:
步骤1中,将粒度为2~8mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20~30:15~25的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为30~50min。
4.根据权利要求2所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,包括如下工艺步骤:
步骤1中,将粒度为8~16mm的高硅难选铁矿石块矿和粒度为8~16mm石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:30~40:20~30的比例配料后混匀;
步骤2中,混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为40~60min。
5. 根据权利要求2所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,包括如下工艺步骤:
步骤1:将粒度为0~2mm的高硅难选铁矿石粉矿进行磨矿和强磁选富集,得到富集铁料,磨矿粒度控制在-200目占80%以上;
步骤2:将富集铁料、膨润土和硼砂按100:2.0~5.0:0.6~1.0的比例配料后混匀;
步骤3:步骤2混匀后的物料经润磨、造球、筛分、干燥后得到粒度为8~16mmmm的球团矿,将球团矿与粒度为8~16mm的石灰石及粒度为3~8mm的炭块按100:20~30:15~25比例配料后混匀;
步骤4:步骤3混匀后的物料送入还原设备中,在1050~1200℃下进行焙烧还原,还原时间控制为20~40min;
步骤5:高温还原物料冷却后进行干选,得到磁性物料和非磁性物料;磁性金属化物料进行磨矿和磁选,磨矿粒度控制为-200目占80%以上,得到金属化铁粉。
6. 根据权利要求1所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,步骤1中,所述炭块优选为兰炭炭块。
7. 根据权利要求2所述的一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法,其特征在于,步骤3中,将非磁性物料进行粒度分级,得到的生石灰块和炭块,供铁冶炼烧结工序使用。
Priority Applications (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201310475049.8A CN103589858A (zh) | 2013-10-12 | 2013-10-12 | 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 |
Applications Claiming Priority (1)
Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
---|---|---|---|
CN201310475049.8A CN103589858A (zh) | 2013-10-12 | 2013-10-12 | 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 |
Publications (1)
Publication Number | Publication Date |
---|---|
CN103589858A true CN103589858A (zh) | 2014-02-19 |
Family
ID=50080168
Family Applications (1)
Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
---|---|---|---|
CN201310475049.8A Pending CN103589858A (zh) | 2013-10-12 | 2013-10-12 | 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 |
Country Status (1)
Country | Link |
---|---|
CN (1) | CN103589858A (zh) |
Cited By (1)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103954728A (zh) * | 2014-03-24 | 2014-07-30 | 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 | 利用焦炭反应性测定装置模拟铁矿石直接还原的试验方法 |
Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3486883A (en) * | 1964-10-09 | 1969-12-30 | Metallgesellschaft Ag | Process for the production of iron sponge |
US3910786A (en) * | 1974-04-09 | 1975-10-07 | Univ Minnesota | High temperature direct reduction process for iron ore agglomerates |
CN101240371A (zh) * | 2008-03-14 | 2008-08-13 | 东北大学 | 从贫杂赤铁矿中提铁的方法 |
CN101293281A (zh) * | 2008-06-16 | 2008-10-29 | 中南大学 | 一种由高铝铁矿石直接制备金属铁粉的方法 |
CN101487068A (zh) * | 2009-03-03 | 2009-07-22 | 北京科技大学 | 一种用高磷鲕状赤铁矿直接生产海绵铁的工艺方法 |
CN102424875A (zh) * | 2011-12-31 | 2012-04-25 | 湖南有色金属研究院 | 一种用硫酸烧渣制备海绵铁的方法 |
CN103290205A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-09-11 | 北京科技大学 | 通过煤基直接还原焙烧分离海滨钛磁铁矿中铁和钛的工艺 |
-
2013
- 2013-10-12 CN CN201310475049.8A patent/CN103589858A/zh active Pending
Patent Citations (7)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
US3486883A (en) * | 1964-10-09 | 1969-12-30 | Metallgesellschaft Ag | Process for the production of iron sponge |
US3910786A (en) * | 1974-04-09 | 1975-10-07 | Univ Minnesota | High temperature direct reduction process for iron ore agglomerates |
CN101240371A (zh) * | 2008-03-14 | 2008-08-13 | 东北大学 | 从贫杂赤铁矿中提铁的方法 |
CN101293281A (zh) * | 2008-06-16 | 2008-10-29 | 中南大学 | 一种由高铝铁矿石直接制备金属铁粉的方法 |
CN101487068A (zh) * | 2009-03-03 | 2009-07-22 | 北京科技大学 | 一种用高磷鲕状赤铁矿直接生产海绵铁的工艺方法 |
CN102424875A (zh) * | 2011-12-31 | 2012-04-25 | 湖南有色金属研究院 | 一种用硫酸烧渣制备海绵铁的方法 |
CN103290205A (zh) * | 2013-01-25 | 2013-09-11 | 北京科技大学 | 通过煤基直接还原焙烧分离海滨钛磁铁矿中铁和钛的工艺 |
Non-Patent Citations (2)
Title |
---|
李慧敏: "含硼复合添加剂强化巴西赤铁矿球团制备及机理研究", 《中国优秀硕士学位论文全文数据库 工程科技Ⅰ辑》, no. 4, 15 April 2010 (2010-04-15) * |
耿超等: "某难选铁矿石还原焙烧一磁选试验", 《现代矿业》, no. 8, 15 August 2013 (2013-08-15) * |
Cited By (2)
Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
---|---|---|---|---|
CN103954728A (zh) * | 2014-03-24 | 2014-07-30 | 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 | 利用焦炭反应性测定装置模拟铁矿石直接还原的试验方法 |
CN103954728B (zh) * | 2014-03-24 | 2015-10-28 | 甘肃酒钢集团宏兴钢铁股份有限公司 | 利用焦炭反应性测定装置模拟铁矿石直接还原的试验方法 |
Similar Documents
Publication | Publication Date | Title |
---|---|---|
CN102220440B (zh) | 提高钒收得率的钒钛磁铁矿高炉冶炼方法 | |
WO2021197258A1 (zh) | 一种由低阶煤制造的氧化球团粘结剂及其制备方法和应用 | |
CN102936653B (zh) | 一种高密度金属化球团的还原方法 | |
CN103014212A (zh) | 一种用高磷鲕状赤铁矿含碳球团生产金属铁粉的工艺方法 | |
CN104099465A (zh) | 一种高磷鲕状赤铁矿自催化还原生产高纯还原铁粉的方法 | |
WO2021244616A1 (zh) | 基于气基能源的两步法高磷含铁资源铁磷高效分离的方法 | |
CN101293281A (zh) | 一种由高铝铁矿石直接制备金属铁粉的方法 | |
CN101418389A (zh) | 红土镍矿在回转窑中直接还原粒镍铁的方法 | |
CN102978318A (zh) | 强化气基还原联合高温熔分实现鲕状高磷铁矿脱磷的方法 | |
CN104004905B (zh) | 一种高炉炼铁金属化炉料生产工艺 | |
CN102653804A (zh) | 一种低品质褐铁矿磁化焙烧转底炉还原生产粒铁的方法 | |
CN102796839A (zh) | 一种硫酸渣还原焙烧生产直接还原铁同步脱硫的工艺方法 | |
CN101293220B (zh) | 一种用于高铝铁矿石铁铝分离的添加剂 | |
CN105755195B (zh) | 一种从高硅铁矿直接制备钢水的方法 | |
CN107083479A (zh) | 一种锰铁矿的处理系统及处理方法 | |
CN102168159B (zh) | 一种褐铁和赤铁矿石直接还原焙烧生产还原铁产品的方法 | |
CN103589819A (zh) | 一种有色冶炼渣增氧直接还原的方法 | |
CN103602773B (zh) | 一种转底炉直接还原-电炉熔分综合利用硼铁矿的方法 | |
CN103305650B (zh) | 一种菱铁矿资源高效综合利用方法 | |
CN103805773A (zh) | 粉状铁矿石碳循环增氧直接还原生产金属化铁粉方法 | |
CN116926312A (zh) | 一种微波焙烧处理红土镍矿湿法浸渣制备高品位铁精矿的方法 | |
CN103589858A (zh) | 一种高硅难选铁矿石增氧直接还原的方法 | |
CN103088183B (zh) | 一步法控制性还原冶炼红土镍矿的方法 | |
CN102417970B (zh) | 铁尾矿的还原磁化精选方法 | |
CN1676620A (zh) | 赤铁矿含碳球团还原磁铁矿的选矿工艺 |
Legal Events
Date | Code | Title | Description |
---|---|---|---|
C06 | Publication | ||
PB01 | Publication | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
C12 | Rejection of a patent application after its publication | ||
RJ01 | Rejection of invention patent application after publication |
Application publication date: 20140219 |