鄂西某高磷鲕状赤铁矿煤基磁化焙烧—磁选试验研究

鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还 原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤 基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选 别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选 精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了 理论支撑和技术参考。     

镜铁山5～15mm粒级镜铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验

甘肃镜铁山矿采用竖炉磁化焙烧—弱磁选—反浮选工艺处理100~15 mm的镜铁矿石,可获得铁品位58.5%左右、铁回收率78%左右的铁精矿;对15~0 mm的粉矿采用磨矿—强磁选工艺处理,仅能获得铁品位为47.5%左右、铁回收率为60%左右的铁精矿。为了提高粉矿分选指标,改善烧结料的品质,对粉矿中的15~5 mm粒级进行了磁化焙烧—弱磁选试验。结果表明,在煤粉与试样的质量比为2%,煤粉粒度为1~0 mm,焙烧温度为810℃,焙烧时间为60 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为91.56 kA/m条件下,可获得铁品位为55.80%、铁回收率为83.97%的铁精矿。     

酒钢铁矿石悬浮磁化焙烧试验及机理研究

悬浮磁化焙烧—磁选技术是处理复杂难选铁矿石的有效技术手段,而悬浮焙烧产品特性决定着分选指 标的优劣,因此对悬浮磁化焙烧产品进行特性分析具有重要意义。 以酒钢镜铁山粉矿为研究对象,探究了焙烧时间、 焙烧温度、CO 浓度对焙烧产品磁选分选指标的影响规律。 采用 X 射线衍射分析、振动样品磁强计和扫描电子显微 镜,从物相转化、磁性转变及微观结构 3 个角度分析悬浮磁化焙烧产品的特性。 试验结果表明:在焙烧时间 10 min、焙 烧温度 570 ℃ 、CO 浓度 20%的条件下进行悬浮磁化焙烧,经磁选可以获得精矿铁品位 52. 98%和铁回收率 83. 92%的 最佳指标。 经过磁化焙烧,原矿中的赤铁矿与菱铁矿转化为强磁性的磁铁矿,而脉石矿物磁化焙烧前后无明显变化。 磁化焙烧反应由颗粒表面向内部逐渐发生,随着反应的逐渐进行,颗粒内部结构不断被破坏,变得疏松多孔,呈现出 蜂窝状形貌。     

镜铁矿粉矿磁化焙烧-磁选试验研究

以甘肃地区镜铁矿粉矿为原料, 采用磁化焙烧-弱磁选工艺, 研究了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度、磁场强度等对磁选效果的影响。结果表明, 在煤粉用量2%、焙烧温度800 ℃、焙烧时间60 min条件下焙烧, 再在磨矿细度-0.074 mm粒级占85.36%、磁场强度92.16 kA/m条件下磁选, 可得到品位为54.95%、回收率为88.92%的弱磁选精矿。     

某复杂难选红铁矿磁化焙烧-磁选工艺及机理研究

对某复杂难选红铁矿进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。试验结果表明, 在焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为15 min, 碳粉(0～1 mm)用量为15%, 磁场强度为0.16 T, 磨矿粒度-0.074 mm粒级占87%左右的条件下, 可获得Fe含量为63.06%、回收率为88.45%的铁精矿。磁化焙烧-磁选机理研究表明, 红铁矿经磁化焙烧后的产品呈疏松多孔结构, 有利于磨矿作业; 红铁矿在950 ℃下磁化焙烧15 min, 焙烧产品的物相仅为Fe₃O₄。     

重庆某菱铁矿石磁化焙烧—磁选试验

为了确定重庆某高度氧化的菱铁矿资源的开发利用方案,采用磁化焙烧—磨矿—弱磁选工艺进行了选矿试验。结果表明:在磁化焙烧温度为800℃、焙烧时间为50 min、配碳量为10%、磁化焙烧产物的磨矿细度为-200目占88%、弱磁选磁场强度为119.43 k A/m的情况下,可获得铁品位为58.94%、铁回收率为76.38%的弱磁选精矿;弱磁选精矿中Al2O3、Mg O、Mn O的含量较高,是仅次于Si O2的影响精矿铁品位的因素,这些杂质有待后续反浮选试验脱除。     

某低品位褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿进行了强磁-阳离子反浮选和焙烧-弱磁选两种工艺的详细对比试验研究, 结果表明, 采用强磁-阳离子反浮选工艺可以获得TFe品位50.97%、回收率68.50%的铁精矿; 而采用焙烧-弱磁选工艺可以得到精矿TFe品位60.36%、回收率89.71%的良好技术指标, 尾矿TFe品位仅为4.42%。磁化焙烧-弱磁选工艺是选别该类型褐铁矿的有效方法。     

贵州观音山菱铁矿选矿试验

为有效利用贵州观音山地区的菱铁矿资源,对该矿石进行了重选、强磁选及磁化焙烧-弱磁选试验。结果表明：重选和强磁选都难以获得品位合格的铁精矿;在焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、还原剂用量为4%、最终磨矿细度为-325目占80%、磁感应强度为150 mT的条件下,观音山菱铁矿经过磁化焙烧和两段磨矿、两段弱磁选,可以获得铁品位为64.41%、S和P含量分别为0.19%和0.024%、铁回收率为87.41%铁精矿。     

贵州某褐铁矿可选性试验

为确定贵州某褐铁矿的开发利用方案,进行了磁化焙烧-弱磁选工艺技术条件研究。结果表明,在煤粉添加量为8%、焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、焙烧产物磨矿细度为 -0.074 mm占75%、弱磁选磁场强度为151.27 kA/m情况下,采用1粗1精1扫、中矿集中返回流程处理该矿石,可获得铁品位为61.14%、铁回收率为89.80%的铁精矿。     

鞍山某复杂难选铁矿石预选—磁化焙烧—弱磁选试验

鞍山某复杂难选铁矿石铁含量为31.12%,主要以赤铁矿、磁铁矿形式存在,脉石矿物主要是石英。为确定预选—磁化焙烧—弱磁选工艺处理该铁矿石的可行性,进行了选矿试验研究,着重研究了焙烧温度、还原气氛CO浓度、焙烧时间和焙烧产物磨矿细度对铁精矿产品指标的影响。结果表明,在焙烧温度为560℃,CO浓度为30%,焙烧时间为10 min,焙烧产品磨矿细度为-0.038 mm占92.85%,弱磁选磁场强度为103.45 kA/m条件下,可获得铁品位为64.63%、回收率为92.01%的铁精矿。预选—磁化焙烧—弱磁选工艺是该复杂难选铁矿石的高效开发与利用工艺。     

低品位褐铁矿制粒—气基磁化焙烧研究

针对某铁品位为30.16%低品位褐铁矿,采用制粒—气基磁化焙烧—磁选工艺进行了试验研究。结果表明,对小球粒度为5～2 mm,混合气体CO、CO2、N2体积比为1∶2∶2,磁化焙烧料层厚度200 mm,焙烧温度为725℃,保温时间为10 min的磁化焙烧产品进行磨选试验,在磨矿细度为-0.074 mm占85%、弱磁选磁场强度为100 kA/m情况下,可以获得铁品位为59.78%、铁回收率达86.19%的弱磁精矿。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

用回转窑处理硫酸渣的研究

回转窑焙烧硫酸渣可以有效地还原硫酸渣中Fe2O3,通过球磨、磁选工艺,提高铁的回收率。硫酸渣在回转窑内脱硫效果明显,回转窑倾角0.8(°),转速12r/min时,脱硫率达85%以上。     

磁化焙烧-磁选综合回收回转窑除尘灰中铁的试验研究

采用焙烧-磁选方法对新疆克州建宝选矿厂回转窑窑尾除尘灰进行了回收铁的试验研究。考察了焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度、磁场强度等因素对选铁效果的影响,并比较了直接焙烧和造球焙烧效果的差异。结果表明,除尘灰经720℃/30 min、760℃/30 min或800℃/20 min焙烧,在磁场强度为0.18 T条件下进行分选,获得的铁精矿品位57%以上,精矿铁回收率90%左右,铁精矿中杂质含量S、P低,符合铁精矿要求。除尘灰直接焙烧或造球焙烧后磁选所得铁精矿品位和回收率差异不大,考虑动态回转窑处理该矿,在粉矿中添加一定量的膨润土较大地提高了造球强度,在不影响指标的情况下,可满足回转窑的生产要求。     

硫铁矿烧渣综合利用试验研究

针对西北某硫铁矿烧渣的具体情况,试验研究了影响硫铁矿烧渣磁化焙烧-磁选的主要因素。结果表明:采用挥发份较高的新疆哈密烟煤,当焙烧温度为700℃、焙烧时间为30m in、煤粉配比为6%时,可获得铁精矿品位为63.08%、回收率为75.78%的技术指标,试验取得了较为满意的结果。     

某低品位锌铁矿石深度还原-磁选试验研究

针对广西某含锌13.00%、铁40.20%的低品位微细粒嵌布锌铁矿石,采用深度还原-磁选工艺,考察了还原剂用量、还原温度、还原时间、磨矿细度以及磁场强度等因素对锌、铁还原与铁回收的影响。研究结果表明,采用深度还原-磁选工艺可以有效处理该矿石,焙烧后铁的金属化率在92%以上,锌挥发率在97%以上,且最终获得了铁品位与铁回收率均在90%以上的铁精矿。     

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。     

我国高铁铝土矿铝铁分离技术现状

简述了我国高铁铝土矿资源的特点,总结了我国在高铁铝土矿石资源开发利用研究方面的成果。磁选、浮选、磁浮联合分选等常规铝铁分离工艺是易分离高铁铝土矿石开发利用的高效、低耗工艺;用拜耳法+赤泥磁化焙烧法处理需细磨的高铁铝土矿石,可以较好地实现铝和铁的回收,但铁精矿品位有待进一步提高;高铁铝土矿石的高温烧结工艺可以获得指标理想的氧化铝和生铁产品,但生产成本问题较突出。     

Chemical and mineral transformation of a low grade goethite ore by dehydroxylation,reduction roasting and magnetic separation

The utilization of abundant low grade goethite (α − FeOOH) ores is potentially important to many countries in the world, especially Australia. These ores contain many detrimental impurities and are difficult to upgrade to make suitable concentrates for the blast furnace. In this paper, chemical and mineral transformations of a goethite ore were studied by dehydroxylation, reduction roasting in CO and CO₂ gas mixtures, and magnetic separation. The goethite sample was taken from a reject stream at an iron ore mine from the Pilbara region, Western Australia. The roasting temperature range investigated was 400–700 °C. Chemical and mineralogical analysis was conducted using XRF, XRD, optical microscope, EPMA, and SEM. Magnetic separation was conducted using a Davis tube tester and a high intensity magnetic separator.The results show that reduction roasting can remove moisture and impurities but does not significantly change the Fe content in the feed. However, reduction roasting transforms goethite to hematite and eventually maghemite which can be recovered by magnetic separation, allowing upgrading. Further studies are needed to optimize the reduction roasting and correlate it with the magnetic separation to maximize the efficiency of iron upgrading.