某高铁铝土矿石铝铁分离试验

大量高铁铝土矿因氧化铁含量高、矿物嵌布关系复杂而处于待开发状态。为确定四川某高铁铝土矿的高效开发利用方案,对还原焙烧—弱磁选提铁—铝溶出的铝铁高效分离回收工艺中主要影响因素——焙烧制度、焙烧产物磨矿细度及弱磁选磁场强度进行了单因素条件试验。结果表明,在还原焙烧试样粒度为0.18~0 mm、配碳系数为2.0、焙烧温度为1 350℃、焙烧时间为20 min、焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占91%、弱磁选磁场强度为60kA/m情况下,可取得铁品位为89.83%、铁回收率为84.08%的金属铁粉,Al2O3浸出率为69.35%,较好地实现了铝、铁分离。     

焙烧-浸出-磁选回收铜渣中的铁

以煤粉作还原剂,采用焙烧-浸出-磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究。探讨了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量、碳酸钠用量等因素对铁回收的影响,最佳工艺条件为:焙烧温度800℃,焙烧时间60 min,煤粉用量1%,碳酸钠用量10%,在此条件下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选,可获得铁品位62.53%、铁回收率70.82%的铁精矿。     

添加剂活化赤泥磁化焙烧-弱磁选回收铁

为查明添加剂对赤泥磁化焙烧-弱磁选回收铁的影响，以某高铁高铝赤泥为研究对象，研究了焙烧、磁选制度对铁回收率的影响。结果表明，白云石和磷石膏对铁的回收无明显作用，而硫酸钠活化作用明显。较佳实验条件为：硫酸钠用量10%、焙烧温度650℃、焙烧时间90 min、总气体流量500 mL/min、CO体积分数30%、焙砂磨矿细度-0.045 mm粒级占比65%、磁场强度68.8 kA/m,此时可获得TFe品位和回收率分别为60.65%和94.01%的磁铁精矿。热力学分析结果表明，在研究温度范围内，白云石与磷石膏均有利于铁橄榄石的分解，而对铁尖晶石的分解不起作用，硫酸钠则可同时促进二者的分解。     

某高锌含铁尘泥综合利用试验研究

采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。     

高铝高硅褐铁矿钠化焙烧-磁选试验研究

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1050℃、焙烧时间40min、Na2CO3用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038mm粒级占98.86%、磁场强度200kA/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。     

铜冶炼渣直接还原焙烧—磁选回收铜、铁试验研究

铜冶炼渣中含有铜、铁等有价金属，其中铜金属可通过直接浮选回收，但铁的矿物组成复杂，很难直接通过磁选回收。以含铁38.76%、含铜2.26%的铜冶炼渣为研究对象，在矿石性质研究基础上，以烟煤为还原剂，通过直接还原焙烧—磁选工艺回收铜渣中的铜、铁。结果表明，铜冶炼渣、烟煤和还原助剂氧化钙以100∶25∶20的质量比混合，在焙烧温度1 200 ℃，焙烧时间80 min的条件下直接还原焙烧铜渣；焙砂在磨矿细度为-0.045 mm含量占80%，磁场强度为111 kA/m的条件下进行磁选试验，最终可获得铁品位为91.54%，铁回收率为90.54%，铜品位为6.06%、铜回收率为89.04%的含铜铁精矿，研究结果可为铜冶炼渣的回收利用提供依据。     

某铜冶炼渣综合回收铜、铁工艺研究

采用浮选—还原焙烧—磁选工艺对某铜冶炼渣回收铜、铁进行研究。试验结果表明,采用硫化浮选法回收铜渣中的铜,可得到铜品位31.29%、铜回收率87.81%的铜精矿;选铜后的尾矿再通过还原焙烧—磁选工艺回收铁,可得到铁品位92.6%、铁回收率91.33%的还原铁粉。     

西北某镍铁矿石综合利用研究

紧密结合不锈钢生产需求,采用焙烧磁选—反浮选选矿工艺流程同时回收西北某含镍铁矿石中镍、铁资源。通过单因素试验,最终在焙烧矿磨矿细度为-74μm占70%,磁场强度为100~150 m T,反浮选捕收剂用量150 g/t的最佳条件下进行全流程试验,并与强磁选试验进行对比,结果表明,采用焙烧磁选—反浮选工艺的选别指标较好,可同时回收镍、铁成分,所得精矿中铁品位54.08%、镍品位1.58%,铁回收率79.69%、镍回收率81.06%。烧结后通过冶炼可作为不锈钢生产原料。     

某含铁浸金渣闪速焙烧磁选试验研究

对某焙烧浸金渣进行了闪速焙烧-磁选回收铁的试验研究。在焙烧温度767~800.8℃、CO浓度1.629%~1.925%以及固气比0.763 kg/Nm3的条件下,经闪速焙烧后采用五段弱磁选分选,可获得铁品位61.50%,回收率87.03%的铁精矿。为其它含铁废渣的磁化焙烧提供了借鉴。     

含锌铁氧化矿石选别研究

针对含锌、铁氧化矿石,采用浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法,常规还原焙烧-磁选以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响。研究结果表明,浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法以及常规还原焙烧-磁选方法均不能使锌、铁有效富集,而采用深度还原-磁选方法,获得的铁精矿铁品位与铁回收率均在90%以上,金属化率在92%以上,锌挥发率在97%以上,实现了锌、铁综合回收。     

贵港式铝土矿综合利用工艺研究

针对我国贵港等地高铁铝土矿的特点,提出了全新的“同时提铁铝”综合利用工艺,即在中高温还原铁的同时,使铝形成铝酸钠,将还原焙烧料湿磨浸出氧化铝后,再进行磁选选铁.按原矿量75 g,钙硅比2.0,碱比1.1,w(C)=10%的配比混料、造球,在1100℃下进行还原焙烧.试验结果:铝的浸出率80.2%,硅量指数55,铁精矿品位55.2%,铁的回收率92.4%.采用该工艺可使铁、铝资源得到充分利用,并且工艺简单、设备投资少,具有很好的应用前景     

某硫铁矿烧渣选铁除砷工艺研究

针对武汉某化工公司的硫铁矿烧渣进行弱磁选富集铁矿物-化学法除砷试验，结果表明：在磨矿细度为-0.038 mm占80%、磁场强度为160 kA/m的条件下弱磁选1次，所得精矿铁品位为61.91%、铁回收率为92.96%、硫含量为0.682%、砷含量为0.381%；弱磁选精矿以盐酸作浸出药剂，在矿浆浓度为40%、酸固比为1∶25、搅拌强度为300 r/min条件下浸出40 min，滤除废酸后用水清洗3次，最终能够制备出铁品位为63.35%、铁回收率为92.88%、硫含量为0.325%、砷含量为0.083%的铁精粉。如何在保证脱砷效果的同时提高硫的脱除率是需要进一步研究的课题。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

拜耳法赤泥熔融态深度还原烧结协同提取铝、铁实验研究

赤泥中铁、铝的存在影响钪和稀土的浸出及萃取。通过对拜耳法赤泥进行分析测试,设计了还原烧结协同回收铝、铁技术方案,系统研究了熔融态深度还原烧结协同提取赤泥中铝、铁的工艺。在较佳条件下,铁精矿品位为73.97%,回收率达到90.27%,铝溶出率达到96.28%,铝硅酸盐矿物转化为铝酸钠,碱浸得到铝酸钠溶液,后续可用于制取聚合氯化铝产品。赤泥中的含铁复杂矿物转化成具有磁性的磁铁矿和单质铁,磁选回收含铁矿物,实现赤泥中铁、铝的协同回收。该工艺不仅减弱了铝、铁矿物对后续酸浸萃取提取钪、钛、稀土的不利影响,且使得钛、钪和稀土在尾渣中得到富集,有利于实现赤泥多元素高值化综合利用。      

辽宁某含硼铁精矿造团—金属化还原铁—磁选试验

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。     

三鑫公司尾矿中菱铁矿湿法回收工艺研究

三鑫金铜股份有限公司选矿厂尾矿中含铁为9.45%,可回收的矿物主要是菱铁矿,针对尾矿性质进行了工艺矿物学和选矿试验研究.通过浮选、磁选工艺流程的探索试验,最终确定了适合该尾矿中菱铁矿回收的较佳工艺流程为"强磁-中矿碱浸出-氧化-磁选".通过该工艺流程,进行湿法回收,可获得Fe品位为41.72%、回收率为48.51%的铁...     

某鲕状赤铁矿选矿试验研究

针对微晶赤铁矿与绿泥石、粘土、胶磷矿等构成的鲕状赤铁矿矿石的性质,采用磁选-酸浸联合工艺,当原矿中含Fe为48.89％,含P为0.65％时,可获得Fe品位为55.71％,回收率为60.59％的铁精矿,铁精矿中P的含量降至0.10％.     

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue

A novel method to recover zinc and iron from zinc leaching residue (ZLR) by the combination of reduction roasting, acid leaching and magnetic separation was proposed. Zinc ferrite in the ZLR was selectively transformed to ZnO and Fe₃O₄ under CO, CO₂ and Ar atmosphere. Subsequently, acid leaching was carried out to dissolve zinc from reduced ZLR while iron was left in the residue and recovered by magnetic separation. The mineralogical changes of ZLR during the processes were characterized by XRF, TG, XRD, SEM–EDS and VSM. The effects of roasting and leaching conditions were investigated with the optimum conditions obtained as follows: roasted at 750 °C for 90 min with 8% CO and CO/CO + CO₂ ratio at 30%; leached at 35 °C for 60 min with 90 g/l sulfuric acid and liquid to solid ratio at 10:1. The iron was recovered by magnetic separation with magnetic intensity at 1160 G for 20 min. Under the optimum operation, 61.38% of zinc was recovered and 80.9% of iron recovery was achieved. This novel method not only realized the simultaneous recovery of zinc and iron but also solved the environmental problem caused by the storage of massive ZLR.     

山西某铝土矿提铝降铁试验研究

对山西某铝土矿进行了提铝降铁试验研究，结果表明：采用1粗1精1扫浮选、1次高梯度强磁选流程处理该矿石，可以将Al₂O₃品位为从64.80%提高到72.57%，回收率达86.86%；Fe₂O₃含量从3.28%降至1.81%，去除率达57.20%；适宜的磨矿细度是取得理想分选指标的前提；六偏磷酸钠和捕收剂RL在正浮选提铝作业中发挥了主导作用；六偏磷酸钠在强磁选降铁作业中具有显著的强化分散作用。