鲕状赤铁矿提铁降铝不同工艺的对比

针对某高铝鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧-磁选、直接还原-磁选、深度还原-磁选3种降铝工艺的试验研究。试验结果表明：添加添加剂YS-1,深度还原-磁选工艺可有效将原矿中的铝降至2.5%以下,当原矿全铁含量为42.56%,Al₂O₃含量为12.30%时,可获得全铁品位为93.16%,Al₂O₃含量为2.02%的还原铁产品,其铁回收率为88.45%,实现了高铝鲕状赤铁矿铝铁的有效分离。     

高磷鲕状铁矿氧化球气基还原-磁选提铁降磷研究

以某高磷鲕状铁矿氧化球为试样，研究了气基还原-磁选生产粉末还原铁工艺。以CaCO₃为脱磷剂时，考察了还原气体总流量、还原温度以及还原时间对提铁降磷的影响，发现调整上述条件，均不能获得合格的粉末还原铁; 以Na₂CO₃为脱磷剂时，考察了还原温度以及Na₂CO₃用量对提铁降磷的影响，结果表明，在Na₂CO₃用量15%、H₂与CO流量分别为3.75 L/min和1.25 L/min、1 100 ℃下还原180 min，获得了铁品位96.55%、铁回收率94.99%、磷含量0.08%的优质粉末还原铁。     

拜耳法高铁赤泥直接还原制备海绵铁的研究

高铁赤泥煤基直接还原-磁选分离制备海绵铁,实现了铁的有效富集;还原过程中2FeO·SiO₂和FeO·Al₂O₃的生成阻碍了赤泥中铁氧化物还原,采用预焙烧处理可以促进赤泥还原,但添加剂存在时经预焙烧处理效果不显著;还原过程中添加剂Na₂CO₃产生碱性氧化物与酸性氧化物反应,CaF₂则可降低固相反应产生化合物熔点和粘度,改善还原条件;添加3%Na₂CO₃和3%CaF₂,还原焙烧温度为1 150 ℃,还原焙烧时间为3 h时,还原焙烧块的金属化率达到92.79%,可获得铁品位89.57%,铁回收率为91.15%的海绵铁。     

高磷鲕状赤铁矿选矿工艺研究现状

在分析高磷鲕状赤铁矿矿石性质和资源概况的基础上,较为详细地阐述了传统选矿工艺、磁化焙烧—磁选工艺和深度还原技术在处理高磷鲕状赤铁矿石方面的研究现状,指出传统选矿工艺存在铁精矿品位和回收率低等问题,无法达到高炉冶炼要求,资源浪费严重。磁化焙烧—磁选工艺有利于提高铁精矿品位和回收率,但铁精矿中磷含量仍然较高;深度还原—脱磷或深度还原—富磷工艺等深度还原技术可有效回收高磷鲕状赤铁矿中的铁,是今后高磷鲕状赤铁矿石开发利用的研究方向。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

淘洗磁选机在鲕状赤铁矿提铁降杂中的应用

对广西某鲕状高磷赤铁矿进行了提铁降杂试验研究。采用磁化焙烧-磨矿-磁选-淘洗磁选流程,可得到精矿TFe品位61.16%、回收率82.13%、P含量0.385%、K₂O+Na₂O含量0.305%的优良指标,有害杂质含量显著降低。淘洗磁选可有效提高铁精矿品位并降低各非磁性矿物及碱金属含量。     

硼铁精矿钠盐焙烧及冷却方式对硼活性的影响

以硼铁精矿团块为原料进行煤基直接还原试验,考察了钠盐添加剂及不同冷却方式对还原焙烧矿中硼活性的影响。结果表明,Na₂CO₃的添加使硼主要以玻璃体形式存在于还原焙烧矿中,硼活性显著降低,且不利于铁矿物的还原;另外,Na₂CO₃与硼镁石的热解产物遂安石反应形成低熔点硼酸钠盐,造成硼的挥发损失。硼铁精矿无钠盐还原焙烧时,无液相形成。以水淬方式冷却硼活性最高,为80.76%。     

贵州赫章高铝鲕状赤铁矿铝铁分离研究

贵州赫章高铝鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤铁矿和褐铁矿，含铝矿物三水铝石以细粒集合体和隐晶质被赤铁矿包裹，铁铝赋存关系复杂。研究表明，添加YS-1，采用直接还原-干式磁选工艺能有效地实现高铝鲕状赤铁矿中铝和铁的分离，当原矿全铁含量为42.56%，Al₂O₃含量为12.30%时，可获得全铁品位为93.16%，Al₂O₃含量为2.02%的还原铁产品，铁回收率为88.45%。     

物料形式对鲕状赤铁矿深度还原效果的影响

为考察物料形式对深度还原效果的影响,以湖北官店鲕状赤铁矿为原料,考察了造块和散料两种物料形式对鲕状赤铁矿深度还原效果的影响。结果表明：造块物料还原产品铁金属化率和磁选精矿指标均优于散料还原产品铁金属化率和磁选精矿指标;随着还原温度的升高、还原时间的延长和给料粒度的减小,两种物料形式还原产品铁金属化率和磁选指标均逐渐提高。造块物料具有良好的热传导性能和微细空隙结构,使其深度还原效果较好,金属铁颗粒粒度较大,颗粒形状也较规则。对还原产品SEM分析结果表明：造块物料经深度还原后金属铁颗粒粒度明显大于散料,物料造块焙烧后对鲕粒的破坏更加显著,说明物料造块后更加有利于铁矿物的还原。造块能够使热量更快传导,铁氧化物界面保持较高浓度的还原气氛,进而加快了金属化反应进程。试验结果可以为深度还原工艺给料形式选择及还原工艺条件优化提供参考。     

西南某铝土矿同步脱硫脱硅浮选试验研究

西南某铝土矿Al₂O₃和SiO₂的品位分别为56.86%和14.86%，S含量为1.57%，为高效开发利用该铝土矿，对其进行同步脱硫脱硅试验研究。浮选研究结果表明:在Na₂CO₃为pH调整剂、CuSO₄为活化剂、SNS为抑制剂、BA-1为脱硫捕收剂、松醇油为起泡剂、EXA为脱硅捕收剂的条件下，原矿经过"一次粗选—一次精选—三次扫选"的同步脱硫脱硅工艺处理后，可以得到Al₂O₃含量为61.03%，SiO₂为11.95%，S为0.19%，A/S为5.11的铝土矿精矿。该工艺可以为该矿的利用提供指导，同时也为该类型铝土矿的开发利用提供一种全新的技术思路。      

四川某铁精矿回收超纯铁精矿的选矿实验研究

四川某铁精矿中TFe品位为64.56%,杂质成分SiO₂、Al₂O₃含量分别为5.50%和2.01%。物质组分研究表明,铁矿物主要以磁性铁形式存在,采用“阶段磨矿（再磨过程添加分散剂H01）-阶段磁选”工艺对该铁精矿进行提质降杂实验,实验可获得TFe品位为72.11%的超纯铁精矿产品,精矿中杂质成分SiO₂含量为0.20%,Al₂O₃的含量为0.16%,酸不溶物的含量为0.28%,TFe的回收率为92.72%。      

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1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na₂CO₃用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/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。     

湖南某钾钠长石矿选矿试验

湖南某长石矿矿物组成复杂,主要有用矿物为长石和石英。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占62.36%时,原矿经脱泥-脱石英浮选后,以硫酸为调整剂、N-烷基丙撑二胺+石油磺酸钠为捕收剂经1粗2扫长石-石英分离浮选,获得了Al₂O₃含量为18.68%的长石浮选精矿和SiO2含量为98.35%的石英浮选精矿;长石浮选精矿经1粗1精磁选除铁获得了Al₂O₃含量为18.68%、Fe₂O₃为0.18%、Na₂O+K₂O为12.28%的长石精矿,达到了陶瓷工业的一级质量标准;石英浮选精矿在0.35 T条件下磁选除铁后获得了SiO₂含量为98.35%、Fe₂O₃为0.076%的石英精矿,满足玻璃工业二级质量要求。     

西南地区某高泥堆积型铝土矿选矿试验研究

西南地区某高泥堆积型铝土矿中Al₂O₃、SiO₂含量分别为47.25%、10.86%，铝硅比为4.35；主要目的矿物为硬水铝石，主要脉石矿物为高岭石，其他金属矿物有赤铁矿、针铁矿以及锐钛矿等。矿石中矿物的共生关系较为复杂，目的矿物嵌布粒度不均，单体解离度不高；铁、钛矿物与铝矿物之间紧密共生，难于实现有效分离。针对该矿石采用全泥正浮选的选矿工艺，以氢氧化钠为调整剂、水玻璃为抑制剂，EMB-506为捕收剂，在磨矿细度为-0.074 mm占70%的条件下，闭路试验可获得Al₂O₃品位为51.62%，SiO₂品位为6.05%，铝硅比为8.53，Al₂O₃回收率为86.66%的浮选精矿。该工艺流程结构及浮选药剂制度简单，所得浮选精矿达到了拜耳法生产氧化铝对给料的要求。     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。