湿式弱磁选从含钛高炉渣中提取金属铁的研究

基于攀钢高钛型含钛高炉渣综合利用现状,提出“磁选收铁-活化脱铝—酸浸提钛”的技术途径,以期实现含钛高炉渣中Fe、Al、Ti等有价元素的综合回收.采用X射线衍射仪和矿相显微镜研究了含钛高炉渣中矿物相的组成和金属铁在含钛高炉渣中的赋存状态.采用单—弱磁选和阶段磨矿-阶段弱磁选的工艺回收含钛高炉渣中的金属铁.结果表明:高炉渣中的主要矿物相为钙钛矿、透辉石和镁铝尖晶石,金属铁多以球粒状分布于透辉石等矿物颗粒中,含少量磁铁矿.采用阶磨、阶选的工艺在节约磨矿成本的同时可获得铁精矿的品位为63.5％,回收率为64.2％,有效回收了高炉渣中的金属铁,并为后续工艺中活化脱铝和酸浸提钛创造了有利条件.     

含钛高炉渣中钛组分最佳富集相的选择

由于含钛高炉渣中钛的分散分布(钙钛矿、镁铝尖晶石、攀钛透辉石、富钛透辉石和Ti(C,N)),使钛的回收利用变得困难.基于"选择性析出技术",研究含钛高炉渣中钛的选择性富集.该技术的第一步是渣中钛富集相的选择,经过对渣中钛可能生成矿物相的计算和对比分析后,确定渣中钙钛矿相是钛选择性富集的最佳矿物相.     

高钛型高炉渣选择性还原前后物相演变规律探讨

还原气氛下高炉渣中含钛物相的变化规律是高炉渣高温碳化的关键。实验综合偏光显微镜、扫描电镜(SEM)、矿物自动解理系统(MLA)和X射线衍射仪(XRD)对比还原前后高炉渣物相形貌变化,微区成分变化及物相组成变化规律。结果表明,还原前后高炉渣中串珠状的钙钛矿转变为弥散状的碳化钛,深绿色板状的富钛透辉石消失不见;微区成分变化显著的是钛元素也从还原前高炉渣中的钙钛矿、攀钛透辉石和富钛透辉石中逐渐转移到碳化钛相和残留的含钛透辉石相中,其含量占还原后全钛的73.69%以上;还原后物相组成明显的变化是钙钛矿和富钛深绿透辉石的减少,碳化钛含量明显增多。     

某磁铁矿选矿工艺试验研究

某磁铁矿石矿物组成复杂,为了充分利用其中的矿物资源,进行了该铁矿物的工艺矿物学研究及选矿工艺试验研究。结果表明该矿石具有钙镁高、硅铝低的特点,属碱性矿石的范畴;矿石中可供选矿回收的主要组分是铁。通过阶段磨矿阶段选别—中磁选回收流程可获得产率34.01%、品位65.36%、回收率72.50%的铁精矿;通过阶段磨矿阶段选别—强磁选回收流程可获得产率38.93%、品位59.62%、回收率75.69%的铁精矿。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。     

碱法处理含钛高炉渣的矿相变化及工艺条件探索

采用XRF、XRD和金相显微镜分析含钛高炉渣的化学成分、物相组成和矿物形态,发现渣中含钛量高达20%,主要矿物相为钙钛矿、透辉石和镁铝尖晶石,各物相结合紧密、分布均匀。将Na_2CO_3与含钛高炉渣进行高温混合焙烧,焙烧熟料用去离子水进行水浸处理,以实现对含钛高炉渣中Si、Al组分的提取,同时实现对Ti组分的富集,达到分离三种有价组分的目的。通过研究焙烧温度、碱渣质量比和焙烧时间对组分浸取率的影响以及焙烧过程中矿物相的变化,结果表明:在焙烧过程中镁铝尖晶石先于透辉石与助剂Na_2CO_3发生反应,而钙钛矿不与Na_2CO_3发生反应。优化的焙烧条件为:焙烧温度900℃,碱渣质量比为2∶1,焙烧反应时间180 min,此条件下SiO_2和Al_2O_3的提取率分别达到47.52%和82.97%。     

云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

广西平果铝赤泥资源化利用扩大试验

对广西平果铝赤泥整体资源化利用进行扩大试验,采用"铁还原熔炼→熔炼炉渣酸解→浸出→沉铝→萃钪→反萃钪→钪提纯"工艺综合回收赤泥中的有价金属铁、铝、钛和钪,浸出渣作为工业石膏得到应用。整个流程废水零排放。经济效益和社会效益显著。     

攀钢含钛高炉渣湿法提钛工艺

酸浸法提钛工艺可以获得较高TiO2含量的产物,但是该工艺所产生的酸浸液存在难回收的问题.采用碱浸法可以避免酸浸液回收的问题,但是该工艺流程比较复杂,钠盐的回收成本较高.酸碱法在理论上可以将含钛高炉渣转化为富钛料,然而该工艺流程相对复杂,工业应用还需要不断深入研究与完善.针对采用湿法工艺从攀钢含钛高炉渣中提钛的各项技术,从技术、经济、环保等方面进行对比分析,指出需要将湿法工艺与火法工艺联合,同时将一些外场冶金技术引入到含钛高炉渣的提钛分离过程中,从而有望高效、综合利用攀钢含钛高炉渣.      

从硫酸渣中选铁试验研究

硫铁矿制备硫酸过程中产生大量硫酸渣,其中含30%~50%的铁矿物。研究了采用弱磁选、重选等方法回收硫酸渣中的铁矿物。试验结果表明:采用阶段磨矿—重选—磁选联合流程,可以获得铁品位59.61%的铁精矿,产率46.95%,回收率72.79%。     

CaO对海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中还原气氛的影响

以铁品位为58.58%、TiO₂品位为12.04%的海滨钛磁铁矿精矿为试样,进行煤基直接还原–磁选试验。从反应产生的CO和CO₂气体组成、总反应的气化速率、CO分压值、金属化率、矿物组成等角度进行分析,查明了CaO在海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中的作用机理。研究结果表明,CaO可以提高还原剂的气化速率,促进钛磁铁矿的还原,增加CO₂气体的产生量,从而降低CO分压值。同时发现CaO可以参与固固反应,降低含钛矿物中的FeO含量,也有利于钛、铁组分的迁移和富集,促进金属铁颗粒的聚集长大。因此,添加CaO有利于通过磨矿?磁选促进钛铁分离与回收。      

云南某菱铁矿焙烧产品选矿工艺研究

通过对云南某菱铁矿石焙烧产品的性质及其相关研究认为,细磨-弱磁选是有效处理该焙烧产品的工艺.试验表明:①该菱铁矿焙烧效果较好;②磨矿是影响选矿指标的重要因素;③弱磁选和重选都能有效地回收磨细焙烧产品中的铁矿物;④在相同磨矿条件下,弱磁选比重选回收率高,而富集比相对较低;⑤采用磨矿(磨矿细度为72.51%-0.074mm)-弱磁选(磁场强度为232kA/m),一次粗选,一次精选工艺选别该焙烧产品,可以得到铁品位为74.10%,回收率为93.06%的铁精矿.     

含钛高炉渣在碱熔过程中Ti、Si、Al元素赋存状态的变化

以攀枝花含钛高炉渣为原料,采用氢氧化钠碱熔法分离炉渣中的有价组分,通过对碱熔过程中不同反应阶段所形成的碱熔渣及水浸渣的结构和谱学特征进行分析和表征,研究不同温度条件下原始矿物相及中间产物的化学反应过程,揭示含钛高炉渣碱熔过程中各有价组分赋存状态的变化。结果表明:在碱熔过程中,283℃时,含钛高炉渣中透辉石相结构被破坏,Si~(4+)离子形成Na_2SiO_3可溶性盐和中间产物CaMgSiO_4,随着反应的进行,CaMgSiO_4进一步与NaOH发生反应生成难溶物Na_2CaSiO_4;当碱熔温度升高到296℃时,镁铝尖晶石中Si~(4+)与NaOH反应生成可溶性盐Na_2SiO_3;当碱熔温度为320℃时,钙钛矿晶体结构开始被破坏,Ti~(4+)离子与NaOH作用生成难溶物Na_2TiO_3,经水浸后Na_2TiO_3晶形被破坏,变为无定型结构残留于水浸渣中。     

国外某风化型钒钛铁矿选矿试验研究

针对国外某深度蚀变氧化型钒钛铁矿,铁矿物与钛矿物难以物理选矿实现分离,脉石矿物的比磁化系数、比重与金属矿物差异较大、易磨矿解离的特征,开展了选矿富集钒钛铁试验研究,对比了磁选回收工艺、分级-磁选回收工艺及重选回收工艺,确定磁选回收工艺为最适宜的回收工艺。磁选回收工艺获得了可市售的含钒铁精矿含Fe 60.52%、V_2O_5 1.03%,回收率分别为Fe 8.12%、V_2O_5 8.62%,钒钛铁混合精矿Fe 50.03%、V_2O_5 0.80%、TiO_216.01%,回收率分别为Fe 78.61%、V_2O_5 78.45%、TiO_2 82.88%的选别指标,混合精矿钒、钛、铁品位较高,可作为冶金进一步获取钒、钛、铁的原料。     

某含金铁矿石选矿试验研究

要：某含金铁矿石属于变质沉积型铁矿石,主要金属矿物为赤铁矿和磁铁矿,还含有品位为1.09×10-6的金。金矿物嵌布粒度极细且赋存在赤铁矿物中,使得金与铁很难分离。经过“（粗磨）弱磁选+（细磨）浮选+中强磁选”的联合选矿工艺试验流程,得到含金品位53.37×10-6、金选矿回收率60.47%的金精矿,得到含铁品位64.41%、铁选矿回收率75.51%、产率62.06%的铁精矿,选矿技术指标较好。磨矿细度对金矿物的回收和弱磁性铁矿物都至关重要,为了降低磨矿成本,采用阶段磨矿和阶段选别较为有利。     

含钛高炉渣资源化综合利用研究现状与展望

 含钛高炉渣一直是钢铁工业固体废弃物再资源化综合利用的研究热点和难点。概述了含钛高炉渣资源化综合利用研究现状,指出了目前含钛高炉渣综合利用工艺的技术特点、工业化难度及对环境产生的影响。采用强酸或强碱、高温碳化或氯化对含钛高炉渣进行提取钛元素的方法,存在工艺复杂、耗能高、环境污染危害较大等不足;使用含钛高炉渣制作建材,虽然对环境没有危害,但是造成钛元素极大浪费;使用含钛高炉渣制取催化剂、抗菌材料和肥料,可使含钛高炉渣得到充分利用,且无尾渣和污染物产生。应综合利用含钛高炉渣中多种成分和矿物,提高含钛高炉渣综合利用率,使含钛高炉渣资源化综合利用的发展与环境保护和谐发展。     

酸解残渣回收矿的酸解性能研究

以酸解残渣中通过磁选获得的磁选回收矿为原料,使用化学分析、XRD、SEM、岩相分析等手段对比了磁选回收矿与常规钛精矿在化学成分、物相结构、钛元素赋存状态等方面的差异,在此基础上,进行了酸解对比试验。结果表明:磁选回收矿TiO_2品位约为38%,较钛精矿低约10%,其主要物相为钛铁矿约占65%,其次为石英和硅酸盐相,钛元素主要赋存于钛铁矿中约占87%。磁选回收矿粒度较小、表面有较多裂纹,单独酸解具有较好的酸解性能,但由于品位较低,其酸解钛液浓度偏低,不利于后期浓缩;磁选回收矿可与攀枝花PT20矿进行混合酸解,对酸解率无不良影响,添加比例在10%～15%时酸解率和过滤速度综合效果最佳,但是磁选回收矿和含镁较高的白马20矿混合酸解时,较高镁含量导致钛液比重增大,含硅絮凝物不易沉降,过滤速度慢。     

甘肃低品位钛铁矿选矿工艺研究

甘肃某低品位原生钛铁矿TFe和TiO2的含量分别仅为12.23%和3.80%,针对铁和钛的赋存状态和嵌布粒度特点以及矿区严重缺水的现状,制定了干式中强磁磁选预抛尾、细磨弱磁选选铁、强磁选与浮选联合选钛组合技术方案,研究了磨矿细度、磁感应强度等的影响,在获得最优工艺条件的基础上,进行了全流程闭路试验。试验获得了含Fe 60.57%的铁精矿、含TiO246.15%的钛精矿,铁的回收率为35.41%,钛回收率达66.19%,实现了矿石中铁和钛资源的综合回收。     

盐酸法浸出水淬含钛高炉渣制备高纯金红石型二氧化钛

采用盐酸法浸取水淬含钛高炉渣,固液分离后可得到富含钛、铝等有价元素的浸取液,再通过水解、沉淀等方式可制得高纯度金红石型二氧化钛、氧化铝等产品。系统研究了酸浓度、液固比、反应温度及反应时间等工艺条件对含钛高炉渣中不同元素浸出率的影响,确定了浸出反应的优化工艺条件。当反应温度为90℃,盐酸浓度为33%,液固比为15∶1(mL∶g),反应时间为30 min时,钛的浸出率可达到75.3%。130℃条件下对浸出液进行水解、干燥,即可得到纯度为97.7%的金红石型二氧化钛。该方法可直接从水淬含钛高炉渣中回收钛元素并制得高纯度二氧化钛产品,流程短,能耗低,可为含钛高炉渣的资源化利用提供支持。     

承钢含钛高炉渣综合利用的工艺矿物学研究

本文采用光学显微镜、X射线粉晶衍射和扫描电子显微镜等手段、对承钢不同碱度的含钛高炉渣中的矿物组成、结构以及钛在各矿物相中的分布规律进行了较深入的研究。 经研究指出:炉渣中大部分钛赋存于钙钛矿中;对熔渣采用缓冷却措施可使渣中钙钛矿晶体长大;采用选矿方法可有效地分离回收渣中钙钛矿。同时对其综合利用途径进行了分析探讨。