陕西某钛铁矿选矿试验

针对陕西某低品位原生钛铁矿石性质的特点,采用弱磁选优先选别钛磁铁矿、弱磁选尾矿高梯度磁选预抛尾、预选粗精浮选脱硫、浮选选钛铁矿流程进行了选钛试验研究。最终获得了铁品位为52.46%、TiO₂品位为11.35%、铁回收率为27.63%、TiO₂回收率为16.41%的攀西式钛磁铁精矿,以及TiO₂品位为46.28%、TiO₂回收率为45.30%的钛铁精矿。     

新疆某选铁尾矿选钛试验研究

新疆某选铁尾矿中TiO₂品位6.30%, TFe品位10.45%, 针对该矿物采用重选-磁选-重选的联合工艺流程, 最终获得TiO₂品位48.27%、回收率56.07%的合格钛精矿和TFe品位54.60%、回收率11.81%的铁精矿。     

螺旋溜槽回收某细粒级钛铁矿的试验研究

针对某矿样钛品位低(TiO₂品位10.18%)、物料粒度细、重矿物含量高、脉石具有一定磁性的特点,采用一粗二扫螺旋溜槽重选流程预先富集钛,得到TiO₂品位15.63%的重选精矿; 再经一粗三精浮选流程最终获得钛精矿TiO₂品位46.35%、作业回收率69.95%、对原矿回收率48.27%。     

从尾矿中回收钛铁矿的试验研究

攀枝花某钛铁矿选矿厂尾矿库中尾矿TiO₂和TFe品位分别为10.28%和10.38%,采用弱磁选铁-强磁预富集钛-浮选工艺回收其中的铁和钛。弱磁选铁可获得铁品位57.5%、回收率22.19%的铁精矿; 弱磁选铁尾矿经强磁预富集得到TiO₂品位15.63%、回收率79.69%的强磁钛粗精矿; 强磁钛粗精矿经一次粗选一次扫选四次精选浮选闭路试验可获得TiO₂品位45.97%、对强磁钛粗精矿回收率76.32%、对尾矿库尾矿回收率60.82%的钛精矿。该工艺实现了钛铁矿尾矿二次资源的综合利用。     

应用高压辊磨机的红格钒钛磁铁矿选矿工艺研究

采用原矿高压辊磨-粗粒湿式磁选抛尾-阶段磨矿、阶段弱磁选选铁,选铁尾矿阶段弱磁选-强磁选-浮选选钛工艺流程对攀西红格低品位钒钛磁铁矿进行选矿试验,获得了铁品位为57.41%、铁回收率为52.88%的铁精矿和TiO₂品位为47.87%、TiO₂回收率为39.31%的钛精矿。研究表明：通过采用高压辊磨技术,可使选铁过程和选钛过程磨选量分别减少34.18%和10.19%。     

选冶联合回收风化型钒钛铁矿试验研究

针对某风化型钒钛铁矿中铁矿物与钛矿物嵌布关系十分密切、密度和比磁化系数接近、选矿难以分离的特点, 采用选冶联合工艺进行了回收试验研究。结果表明, 利用磁选实现了钒钛铁矿物的预先富集, 对钒钛铁粗精矿进行闪速磁化焙烧拉大了铁矿物与钛矿物的比磁化系数差距, 为选矿分离创造了条件。选冶联合工艺全流程试验取得了TFe品位61.06%、V₂O₅含量1.03%, TFe和V₂O₅回收率分别为73.12%和76.43%的含钒铁精矿和TiO₂品位50.96%、回收率40.40%的钛精矿。该工艺实现了钒、钛、铁的综合回收。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

基于还原焙烧的某海滨钛磁铁矿的钛铁分离

为了高效分离印尼某高铁钛、低硫磷海滨钛磁铁矿中的钛铁,实现资源的充分利用,采用直接还原焙烧-磨矿-弱磁选工艺对该试样进行了还原焙烧工艺技术条件研究,并对确定条件下的焙烧产物进行了不同磨矿细度下的钛铁分离验证试验。结果表明,添加剂NCS对铁还原和钛铁分离有促进作用;在烟煤A用量（与试样的质量比）为30%、NCS用量为11%、还原焙烧温度为1 250 ℃、还原焙烧时间为60 min、磨矿细度为-43 μm占6902%、弱磁选磁场强度为151 kA/m的情况下,可获得TFe品位为9374%、回收率为9591%、TiO₂品位为045%的还原铁粉,实现了钛铁的高效分离;钛在尾矿中的富集为后续回收钛创造了条件。     

重、磁预选工艺在几种典型钛铁矿选矿工艺中的应用

对几类典型的钛铁矿及其预选工艺进行了论述。对攀枝花地区钛品位仅5.82%的原生钛铁矿, 采用以圆锥选矿机为主的重选预选工艺, 可抛尾72.96%, 将TiO₂品位提高到13.76%, 经精选后, 可获得TiO₂品位47.45%、回收率41.51%的精矿产品; 对陕西地区理论钛品位仅47.92%的复杂难选原生钛铁矿, 采用二段高梯度强磁选预选工艺, 通过阶段强磁选有效的减轻了浮选精选难度, 精选后可获得TiO₂品位47.23%、回收率45.25%的精矿产品; 对云南地区含泥量大、钛铁矿钙镁含量高的钛铁砂矿, 采用磁选-重选联合预选工艺, 可直接获得钛品位48.46%、回收率45.89%的粗精矿产品, 也可作为最终的精矿产品。重选、磁选是绿色、环保的选矿方法, 其适宜的预选工艺能有效减轻浮选、冶金工艺的难度和减少由于浮选、冶金带来的环境影响, 最终实现钛铁矿资源绿色、高效开发利用的目的。      

用煤泥为还原剂制备海滨砂矿含碳球团

为确定铁品位为51.85%、TiO2含量为11.33%的某海滨砂矿生产含碳球团的合理工艺参数,采用煤泥为还原剂,湿球落下强度、干球抗压强度为评价指标,研究了煤泥用量、水添加量、原矿粒度、黏结剂种类及用量对球团强度的影响。结果表明:与原使用烟煤相比,采用煤泥做还原剂,湿球落下强度由3.7次/个提高到17.8次/个,干球抗压强度由164 N提高到214 N;在煤泥用量为30%、水用量为7%、CMC用量为0.3%条件下,可以获得湿球落下强度大于16次/个,干球抗压强度492N的球团。煤泥具有灰分高、粒度细、黏性大等特性,且价格低廉,为节能高效利用我国海滨钛磁铁矿提供了一种新思路。     

湖北某高钙低品位含钒石煤钠化焙烧研究

对湖北某高钙低品位含钒石煤进行了NaCl、Na₂SO₄和两者复配焙烧及水浸-稀酸浸试验。添加单一NaCl焙烧时,过多的游离氧化钙容易与钒结合生成不溶于水的钒酸钙,影响钒的水浸率;添加单一Na₂SO₄焙烧时,虽然可以固定钙离子,但Na₂SO₄用量过大,经济和环境成本较高;当NaCl和Na₂SO₄添加量分别为7%和16%,焙烧温度为850 ℃,焙烧时间为3 h,水浸率可提高到51.47%,总浸率可达79.81%。在复合添加剂用量较低情况下取得了较好的浸出效果,一方面源于Na₂SO₄对较高含量钙离子的固定作用,抑制了难溶性钒酸钙的形成;另一方面,NaCl焙烧生成了氧化性较强的气体HCl、Cl₂,既有助于破坏云母晶格结构,又有助于钒的氧化转价。     

马拉维湖滨型钛铁砂矿选冶分离试验研究

对马拉维湖滨砂矿进行了工艺矿物学和选冶分离试验研究。结果表明,通过磁选、摇床重选、电选及还原焙烧等选冶联合工艺,获得了TiO₂品位49.85%、全流程回收率61.03%的合格钛精矿和ZrO₂品位大于63%、全流程回收率52.51%的锆精矿,同时综合回收了TFe品位分别为65.80%和48.74%的2种铁精矿。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。     

钠盐焙烧-酸浸处理高铝高硅极难选褐铁矿研究

采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响, 酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%, 碳酸钠用量为15%, 焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为30 min, 硫酸浓度为7%, 液固比为15∶1, 酸浸温度为60 ℃, 酸浸时间15 min条件下, 可获得TFe品位为60.21%, 回收率为93.49%, SiO₂和Al₂O₃含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。     

铜冶炼渣固废资源制备珠铁的研究

为了最大程度地回收铜渣中的铁资源、得到高品质的珠铁产品, 在实验室条件下模拟转底炉, 使用高温炉焙烧还原由铜渣、还原煤、石灰石制备的含碳球团, 直接还原生成珠铁和渣, 再通过人工挑选的方式实现渣铁分离。研究了焙烧温度、焙烧时间、还原煤用量、石灰石用量等因素对焙烧效果、珠铁全铁品位、铁回收率的影响, 确定较佳的球团配料比为铜渣∶还原煤∶石灰石=100∶20∶10, 较佳的焙烧条件为焙烧温度1 400 ℃、焙烧时间40 min, 最终可获得铁回收率91.04%、全铁品位94.72%、C含量1.23%的高品质珠铁。     

湘西含钒石煤提钒工艺研究

根据湘西含钒石煤矿的特点, 采用添加剂X焙烧-酸浸工艺, 从石煤中提钒, 考察了添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、酸用量和浸出时间对钒浸出率的影响。结果表明, 在添加剂用量为9%、焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为2 h、浸出温度为50 ℃、酸用量为2%、浸出时间为4 h的条件下, 钒的浸出率可达95%以上。钒浸出液经过树脂吸附-沉钒-煅烧得V₂O₅产品, 主要技术指标均达到了化工用粉钒标准(GB3283-87)。     

某含铬钛铁矿强磁粗精矿闪速焙烧试验研究

为降低国外某钛铁矿强磁粗精矿中的铬含量，使其能用于生产氯化钛白，对其进行了闪速焙烧试验研究。冷态模拟试验确定了闪速焙烧的最佳操作气速为0.61~0.69 m/s，热态试验确定了矿样闪速焙烧的最佳焙烧温度、焙烧时间分别为800 ℃和100 s ，气体流速为0.69 m/s，焙烧产品在干式磁选磁场强度318 kA/m、滚筒转速25 r/min条件下，最终可获得精矿TiO₂品位47.18%、杂质Cr₂O₃含量0.25%、TiO₂回收率87.23%的选别指标，精矿质量符合三级钛铁矿精矿质量要求，研究结果可为含铬钛铁矿资源的合理开发利用提供技术支持。