鲕状赤铁矿选矿与脱磷技术动态

鲕状赤铁矿铁品位高、储量大,因其特殊的结构且含磷较高,成为国内外选矿技术的难点之一.对鲕状赤铁矿的选矿工艺从直接入选、磁化焙烧-磁选、深度还原3类进行了系统归纳和总结,并介绍了3类工艺的分选机理.指出直接入选能耗低,污染少,但对磨矿细度有要求,矿石泥化严重;磁化焙烧-磁选是目前处理鲕状赤铁矿行之有效的办法,精矿指标较好,但磷含量较高;深度还原法处理鲕状赤铁矿,能够进一步提高精矿指标,但能耗高、工艺复杂.此外,从物理法、化学法和微生物法3个方面评述了鲕状赤铁矿有害杂质磷的脱除,建议结合技术经济来考察和分析其脱磷效果.     

冷却方式对焙烧鲕状赤铁矿磨矿性能影响

鲕状赤铁矿有用矿物嵌布粒度细,磨矿成本高,属于典型难选铁矿石。磁化焙烧-磁选工艺是分选此类难选铁矿石的有效方法,研究了不同冷却方式对磁化焙烧矿的磨矿性能产生的影响.鲕状赤铁矿进行磁化焙烧后分别隔绝空气密闭冷却、水淬及空气中自然冷却,进行粒度筛析和磨矿试验.发现焙烧后矿石粒径变粗,从原矿的平均粒径为0.069 9mm至密闭冷却、水冷和自然冷却焙烧矿的0.088 2mm、0.084 3mm、0.087 0mm.相同磨矿条件下,原矿、密闭冷却焙烧矿、水冷焙烧矿和自然冷却焙烧矿-0.045mm含量分别为84.89%、83.89%、76.51%、77.14%.表明磁化焙烧使鲕状赤铁矿变得更为难磨,密闭冷却时磨矿效果最佳,自然冷却次之,水冷最差.     

鲕状赤铁矿磁化焙烧—磁选—反浮选降磷试验

鄂西宁乡式鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,SiO2、Al2O3、P等杂质含量高,用其生产的铁精矿很难达到冶炼要求.针对铁品位为43.76%,磷含量为0.84%的鄂西鲕状赤铁矿进行提铁降磷试验研究,通过对磁化焙烧温度、磁化焙烧时间、还原煤的配比等影响因素的条件试验,确定在焙烧时间60 min,焙烧温度750℃,还原煤11%(质量比)的最佳焙烧条件.焙烧产品磨矿至-0.038 mm占80.54%、用永磁选机进行弱磁选,获得了铁品位54.10%、铁回收率93.19%、磷含量0.80%的粗铁精矿.进行反浮选药剂制度试验,得到了铁品位58.95%、铁综合回收率80%、磷含量0.50%的铁精矿,其最佳浮选药剂制度为NaOH 750 g/t,淀粉800 g/t,石灰500 g/t,RA-715 750 g/t,G310 107.73 g/t,浮选温度30℃.在此浮选制度下,进行一粗一精试验,精选石灰和捕收剂用量减半,可得铁品位59.87%,磷含量降至0.28%,综合回收率71.08%,综合试验结果表明,本文探索的工艺流程具有很大的可行性,能够为鲕状赤铁矿的选矿利用提供参考.     

铁矿石助磨剂及其作用机理的探讨

磨矿过程中使用助磨剂会提高磨矿效率。利用小型球磨机对直径25mm及15mm的铁矿石进行粉碎,研究了粉碎过程中各种助磨剂对铁矿石的助磨效果。通过对不同时间磨矿速率的对比,得出磨矿速率与磨矿时间的关系式,并且利用吸附理论和流变学理论对实验结果进行了解释。综合两种理论对助磨剂在磨矿过程中的作用机理,进而提出对助磨剂的使用及磨矿过程的几点建议。磨矿作业中,每隔一段时间更换助磨液会提高磨矿效率;在筛选铁矿的助磨剂时,应从分散类助磨剂中人手挑选。     

超声波对At.f菌脱除鲕状赤铁矿中磷的影响

利用广西某温泉水样分离At.f菌并进行纯化,采用超声波诱变研究对鄂西鲕状赤铁矿磁选精矿脱磷技术。结果表明:1)超声波诱变可以提高At.f菌的活性,当超声波频率为59kHz、诱变时间为20min时,体系中Fe2+完全氧化所需时间为20min;2)超声波诱变20min后的At.f菌接种比为15%～20%时,30d铁矿的脱磷效果为85%以上;3)培养基中ρ(Fe2+)≥9g/L时,诱变后的菌株对于鲕状赤铁矿磁选精矿的脱磷率为80%以上。     

产酸黑曲霉对高磷鲕状赤铁矿的脱磷能力分析

为分析溶磷真菌对矿石中磷素的有效性影响,以鄂西某高磷鲕状赤铁矿为研究对象,对选育的一株黑曲霉进行微生物脱磷能力分析.研究结果表明,所选育的黑曲霉菌株具有较强的产酸能力,在浸出过程中能分泌主要含柠檬酸的多种有机酸.黑曲霉对高磷鲕状赤铁矿中的磷具有较强的脱除能力,在1％的矿浆浓度下脱磷率达81.37％,矿石中磷含量由0.8...     

助磨剂对粉石英超细磨矿的影响

研究了三乙醇胺对粉石英超细磨矿的影响及助磨作用机理,采用粒度分析、X—射线衍射分析、红外光谱分析等测试手段,定性描述了助磨剂的作用效果。揭示了助磨剂对粉石英细磨时晶体结构以及化学键的影响程度,并解释了助磨剂有效控制粉石英粉碎平衡、降低粉碎极限、延缓“团聚”形成的原因。     

油酸钠体系中助磨剂三乙醇胺对石英浮选行为的影响及机理

磨矿过程中加入一定量的助磨剂,可以显著提高磨矿效率、改善磨矿效果、降低磨矿能耗和钢耗,但磨矿过程中引入助磨剂后,对矿物后续选别行为特别是对矿物浮选行为的影响却鲜有研究.本文研究了三乙醇胺在不同用量(助磨剂质量与石英质量比值的百分数)下对石英磨矿效率及浮选回收率的影响.研究结果表明:三乙醇胺是石英粉磨的有效助磨剂,其用量...     

高磷铁矿碳热还原同步脱磷的实验研究

为探索高磷铁矿的有效利用途径,对高磷鲕状赤铁矿进行碳热还原同步脱磷实验研究,在含碳球团中添加CaO和Na2C O3作为脱磷剂,采用D T A-T G- M S综合热分析、X R D、SE M、E DS等方法分别对高磷鲕状赤铁矿的碳热还原过程以及还原产物进行分析. 结果表明,添加适量的CaO和Na2C O3可以显著提高脱磷率;在1 573 K、Na2C O3添加量为2 %、含碳球团碱度为1 .2的条件下,高磷鲕状赤铁矿能够被快速还原成含磷0 .09 %、含碳4 .6 %的碳饱和铁,脱磷率达到95 %;生铁中碳过饱和后以片状石墨的形态析出,生铁中的磷以夹杂物Ca3（P O4）2和Na2Ca4（P O4）2SiO4的形式存在     

高磷赤铁矿两步法生物除磷实验研究

采用嗜酸氧化硫硫杆菌(At.t)直接浸出和两步法浸出,对鄂西高磷鲕状赤铁矿(铁品位43.50%,磷含量0.85%)进行生物除磷的实验研究。结果表明:矿浆浓度为2%时,At.t菌直接浸出除磷率为62.35%,且硫含量高达28.57%;采用两步法摇床培养At.t菌,24d菌液pH值接近0.8,磷含量可降至0.15%,硫含量为1.09%;采用自行设计制作的生物反应器培养At.t菌8d,菌液pH值接近0.98,分离菌液浸出原矿12h磷含量为0.18%。对磁选精矿进行的两步法浸出表明,当矿浆浓度为3%以下时菌液的除磷效果明显。     

Application of multi-stage dynamic magnetizing roasting technology on the utilization of cryptocrystalline oolitic hematite: A review

A large number of studies have shown that oolitic hematite is an iron ore that is extremely difficult to utilize because of its fine disseminated particle size, high harmful impurity content and oolitic structure. To recover iron from oolitic hematite, we developed a novel multistage dynamic magnetizing roasting technology. Compared with traditional magnetizing roasting technologies, this novel technology has the following advantages: firstly, the oolitic hematite is dynamically reduced in a multi-stage roasting furnace, which shortens the reduction time and avoids ringing and over-reduction; secondly, the novel dynamic magnetizing roasting technology has strong raw material adaptability, and the size range of raw materials can be as wide as 0–15 mm; thirdly, the roasting furnace adopts a preheating-heating process, and the low-calorific value blast furnace gas can be used as the fuel and reductant, which greatly reduces the cost. The actual industrial production data showed that the energy consumption in the roasting process can be less than 35 kg of standard coal per ton of raw ore. The iron grade of the concentrate and iron recovery reached 65% and 90%, respectively.     

某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原焙烧-磁选研究

运用小型循环流化床锅炉,针对铁品位为49.20%、磷质量分数为1.16%的湖北某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选试验研究.试验结果表明,将粒径为106～150 μm的鲕状赤铁矿在700 ℃下焙烧15 min,选取磨矿后粒径在74 μm以下的颗粒质量分数为85%的焙烧矿物,运用湿式磁选管在139.22 kA/m的磁场强度下对筛选后的焙烧矿物进行磁选抛尾,可以获得铁品位为55.12%、全铁回收率为70.11%、磷质量分数为0.67%的铁精矿.研究表明,运用循环流化床局部还原性气氛高速磁化焙烧铁矿石是可行的,运用该磁化焙烧-磁选工艺流程可以达到一定的提铁降磷效果.     

Magnetizing roasting mechanism and effective ore dressing process for oolitic hematite ore

Magnetizing roasting of oolitic hematite ore from western Hubei Province was investigated.The mechanism for reduction roasting of oolitic hematite ore was discussed and analyzed.It is found that flash magnetizing roasting-magnetic separation process is a promising approach for the processing of oolitic hematite ore from western Hubei Province.     

Effect of coal levels during direct reduction roasting of high phosphorus oolitic hematite ore in a tunnel kiln

The effect of coal levels on phosphorus removal from a high phosphorus oolitic hematite ore after direct reduction roasting have been investigated. Raw ore, coal, and a dephosphorization agent were mixed and the mixture was then roasted in a tunnel kiln. The roasted products were treated by two stages of grinding followed by magnetic separation. XRD and SEM–EDS examination of the products was used to analyze differences in the roasted products. The results show that coal is one of the most important factors affecting the direct reduction roasting process. When the inner coal levels increased from 0% to 15% the iron grade decreased linearly from 94.94% to 88.81% and the iron recovery increased from 55.94% to 92.94%. At the same time the phosphorus content increased from 0.045% to 0.231%. Increasing the inner coal levels also caused more hematite to be reduced to metallic iron but the oolitic structure of the roasted product was preserved in the presence of high coal loading. The phase of the phosphorus in raw ore was not changed after direct reduction roasting. The effect of coal on the phosphorus content in the H-concentrate arises from changes in the difficulty of mechanically liberating the metallic iron from the phosphorus bearing minerals.     

醇胺及其组合物在水泥助磨中的试验研究

根据现代理论和实际生产经验,对目前助磨剂原料及新材料进行分析筛选,经多次小磨对比试验,找出了助磨剂新配方。试验结果表明,常用助磨剂原料三乙醇胺可以被替代,三异丙醇胺同小分子表面活性剂B及其他成分的组合组成的水泥助磨剂,对水泥前期和后期强度提高明显,在提高磨机产量的同时也降低了电耗。     

给矿粒度对棒磨产品粒度分布和能耗的影响

使用装有扭矩测试系统的半工业规模棒磨机,研究了磨机给矿粒度和分批作业磨矿机时间对棒磨产品粒度分布及能量消耗的影响;讨论了棒磨机中的粒度选择性磨矿现象.     

矿浆流变特性对钢球磨损规律的影响

探讨了湿式磨矿过程中矿浆流变特性对钢球磨损的影响规律.研究结果表明,矿浆粘度随矿浆体积分数的增大而增大,当矿浆体积分数大于50%时,矿浆粘度急剧增大.矿浆粘度是影响钢球磨损率的主要流变学因素,当矿浆粘度介于500～1 000 mPa .s 时,钢球的磨损率出现最大值.当矿浆体积分数较高时,添加化学助剂NaNO2,钢球的磨损率降低,磨矿效率提高.控制磨矿条件能改善矿浆的流变学特性,使钢球表面的罩盖层厚度处于最佳值,从而提高磨矿效率,降低钢球的磨损率.     

提高球磨机细磨效率的有效方法

目前,不论是陶瓷生产用的球磨机,还是实验室用的小球磨罐,都存在着耗能多,效率低的缺点。影响球磨机细磨效率的因素很多,本文仅从粗细料分开磨以倾斜代表水平磨,以边磨边筛分代替一次粉磨三方面进行球磨实验。探讨了提高球磨机细磨效率的有效方法。