混合稀土精矿还原焙烧磁选工艺研究

利用还原焙烧技术将内蒙古某混合稀土精矿中铁矿物还原为金属单质,经过磁选分离实现了铁与稀土、铌等元素的高效分离及富集。通过单因素实验考察了还原温度、焙烧时间、配碳量条件对还原焙烧效果的影响,以及不同焙烧温度下稀土和铌富集、回收的情况。在焙烧温度1 175℃,焙烧时间90 min,配碳量C/O为1.5的优化条件下,铁金属化率达到92.52%,磁性物中铁品位为89.71%,铁回收率为92.12%,而非磁性物中铌品位及回收率为3.85%和87.92%;稀土品位及回收率达到7.15%和88.23%。     

用磁化焙烧—磁选工艺从粗铌精矿中回收铁富集铌的试验研究

针对粗铌精矿铁含量较高的特点,提出了采用还原磁化焙烧—酸浸工艺从粗铌精矿中回收铁、富集铌.以活性炭为还原剂进行磁化焙烧,用XCGS磁选管进行磁选,考察了还原温度、还原时间和激磁电流对磁选铁精矿指标的影响.结果表明,在750℃下还原45 min,粗铌精矿中的绝大部分赤铁矿被还原成磁铁矿,还原度接近理论值;还原矿在1.2A激磁电流下磁选得到铁精矿,铁品位为60.80％,收率为98.81％;磁选尾矿酸洗后,79.36％的铌留在尾矿中,Nb2O5品位达到12.46％.     

不同磁浮工艺对综合回收某稀土尾矿中稀土、铁、铌和萤石的影响

对某稀土尾矿进行了不同磁浮工艺综合回收稀土、铁、铌和萤石的试验研究,研究了不同工艺对4种有价成分回收率的影响,并采用扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)等手段对稀土尾矿、铌铁焙烧产物进行测试。结果表明,4种有价成分金属含量主要分布在细粒级和微细粒级中,并与其他脉石矿物呈包裹体和连生体形式存在。稀土尾矿在分选稀土和萤石时,磁选工艺优于浮选工艺;分选铌和铁时,还原焙烧-弱磁工艺优于磁浮联合工艺,其中弱磁性铁矿物经还原焙烧成为单质铁;弱磁-强磁-浮选-焙烧-弱磁工艺流程适合于高效回收稀土尾矿中的4种有价成分,稀土尾矿经弱磁预先分离磁铁矿,弱磁尾矿经过强磁、浮选和还原焙烧-弱磁工艺,分别得到铁、稀土、铌和萤石粗精矿的回收率可达61.55%,57.33%,47.96%和56.14%,达到了综合高效回收的目标。     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

直接还原法处理复杂稀有金属矿新工艺

开发了一种复杂稀有金属矿"直接还原—酸化浸出—沉淀煅烧"回收稀土、铌、钽和铁的新工艺。结果表明,添加质量分数35%碱性添加剂在1 050℃还原120min,还原产物经湿式弱磁选分离获得铁品位91.62%的铁粉,铁回收率为91.03%。非磁性物采用硫酸酸化、浸出、沉淀得到REO含量93.37%的稀土氧化物,稀土总回收率74.26%。沉淀稀土后的溶液添加氨水调节溶液pH至8.5,得到铌钽沉淀,经煅烧后得到Nb(Ta)2O5含量32.65%的铌钽富集物,铌和钽回收率分别为75.44%和66.21%。     

磁化焙烧-磁选含铁氟碳铈粗精矿研究

某氟碳铈型稀土粗精矿中铁含量较高（全铁3%~10%）、稀土氧化物（REO）含量偏低,约占50%~60%,水分为6.5%;经工艺矿物学分析表明,粗精矿中铁元素主要以弱磁性的赤（褐）铁矿的形式存在,且部分铁矿物与氟碳铈矿解离不彻底,难以直接采用磁选方法与氟碳铈矿分离,因此采用磁化焙烧-磁选工艺提高REO品位。磁化焙烧热力学分析表明,在磁化焙烧过程中,氟碳铈矿发生分解反应,不会与铁氧化物发生反应;当温度高于626.85 ℃时,水会与碳发生水煤气反应产生CO和H2,即水分的存在有利于铁氧化物的还原。含水的稀土粗精矿在还原温度为650 ℃、还原时间为30 min和还原剂用量为2%的条件下,磁化焙烧的还原度为41.59%;经过一次粗选、再磨再选的工艺,精矿REO品位和回收率分别为68.53%、96.59%,铁粉的铁品位和回收率分别为68.56%、80.38%。该工艺的应用既提高了精矿REO和铁精矿品位,又省去了干燥作业。     

白云鄂博地区尾矿中铁、铌、稀土、萤石综合回收研究

白云鄂博地区稀土尾矿中主要有价矿物为磁铁矿、赤铁矿、氟碳铈矿、独居石、萤石和少量铌矿物。其中TFe(全铁)、REO(稀土氧化物)、Nb_2O_5、CaF_2含量(质量分数)分别约达到27.67%,6.02%,0.16%,24.63%。有价组分嵌布粒度细,有价组分相互之间以及与脉石矿物的嵌布特征复杂。根据尾矿的矿物学性质,采用铁、稀土、铌与萤石强磁选-稀土、萤石分别浮选浮选-铌铁还原焙烧-弱磁选工艺对铁、稀土、铌和萤石4种组分进行综合回收,并对联合流程中的各工艺参数进行优化,最终能够分别得到4种精矿产品。TFe,REO,Nb_2O_5和CaF_2的回收率分别为80.04%,36.91%,49.82%和75.67%。铁(TFe)、稀土(REO)、铌(Nb_2O_5)和萤石(CaF_2)的品位分别达到74.79%,30.12%,0.2410%和80.08%。     

复杂稀有金属矿综合利用新工艺

研究一种从复杂稀有金属矿中综合回收稀土、铌、钛的新工艺。按6∶5的酸矿质量比添加浓硫酸混匀后在400℃酸化,酸化渣浸出后,浸出液按1∶1的体积比加水在100℃水解60min得到水解沉淀,浸出渣采用强磁选分离得到磁性物及非磁性物。将水解沉淀与磁性物混匀在1 800℃还原熔炼,获得Nb2O5含量22.38%、铁品位52.32%的铌铁合金和TiO2含量35.12%的钛渣,铌、钛回收率分别为66.89%和50.38%。水解液在通入空气的条件下用氨水调节至pH=3进行固液分离,按理论量1.2倍添加草酸沉淀稀土,最后将该稀土沉淀在950℃煅烧60min,可得到REO含量92.4%的稀土氧化物,稀土总回收率71.32%。     

某含稀土、锆复杂铌矿的选矿试验研究

对某含稀土、锆复杂铌矿进行了详尽的工艺矿物学研究,该矿可综合回收的元素为Nb,REO,Zr。主要的含铌矿物为褐铌钇矿,主要的稀土矿物为氟碳铈矿、独居石,主要的锆矿物为锆石。矿石中有用矿物种类多,嵌布粒度较细,赋存关系复杂。根据矿石性质并从可经济利用角度考虑,进行了抛尾预富集试验和重-磁-浮精选试验,最终确定在一段磨矿细度为-0.074 mm 55%时,采用磁选-重选联合流程,可抛除68%的尾矿;预富集得到的粗精矿经过再磨后分别回收稀土、铌和锆,再磨细度为-0.048 mm 80%,采用C7羟肟酸作为稀土矿捕收剂,经过一粗一扫五精浮选可得到品位47.85%,回收率61.50%的稀土精矿;浮选稀土尾矿采用苄基胂酸作为捕收剂浮选铌,经过一粗一扫四精-磁选流程精选,可得到Nb2O5品位53.04%,回收率68.88%的铌精矿;浮选尾矿再进行重选回收锆石,经过四次重选精选,可得到ZrO2的品位40.62%,回收率为52.79%的锆精矿。     

细粒级低品位钽铌稀土矿选矿工艺研究

针对细粒低品位钽铌稀土矿,试验研究了＂磁选-重选＂联合工艺。当给矿含（Ta＋Nb）2O50.032%、REO0.092%时,全流程试验可获得含（Ta＋Nb）2O53.444%、REO 12.851%的钽铌稀土精矿,回收率（Ta＋Nb）2O544.13%、REO 57.27%。试验数据证明,该工艺显著提高了钽铌稀土精矿品位及回收率。     

内配煤对低品位微细粒赤铁矿还原与磁选分离的影响

针对某高硅低品位铁矿中微细粒嵌布的赤铁矿,采用内配煤制粒的方法进行了还原焙烧-磁选研究。结果表明内配煤提高了微细粒赤铁矿还原过程中的还原气氛,实现了铁氧化物的快速还原。当制粒小球中m(C):m(Fe)比为0.4,还原温度为950℃、还原时间为30 min时得到还原焙烧产物,磨矿磁选后得到铁品位为68.42%,回收率为81.13%的铁精矿。对还原焙烧产物进行的XRD和显微结构分析表明,随着内配煤用量的提高,金属铁明显增多且局部金属铁晶粒具有迁移长大的趋势,减少了铁橄榄石的形成,铁精矿品位和回收率明显提高。     

配矿强化中低品位红土镍矿选择性还原研究

以两种中低品位红土镍矿A(Ni0.97%和Fe40.09%)和B(Ni1.42%和Fe23.16%)为原料,探究红土镍矿中镍的赋存状态和分布规律,并通过配矿来强化直接还原焙烧-磁选的试验研究。结果表明,褐铁矿型红土镍矿中,镍多数赋存在主要矿物针铁矿晶格中,利蛇纹石中镍品位也较高;腐殖土型红土镍矿中,铁镁硅酸盐矿物含量为65%左右,镍品位较低;针铁矿含量约为30%,含镍品位较高。通过配矿可以减少铁镍比,配合添加剂可以抑制铁的还原,降低还原温度到1100℃左右,此时得到镍品位6%左右的镍铁精矿,镍回收率为92.08%。还原焙烧矿中镍被有效富集于γFe-Ni合金晶粒中,其它物相中含镍极少,实现了镍的选择性还原和富集。     

某磁铁矿尾矿中镜铁矿回收试验研究

某磁铁矿选厂尾矿中含低品位镜铁矿,采用SSS-I高梯度磁选机作为粗选设备预先选除大量的尾矿,获得的粗精矿进行粗细分级,细粒级粗精矿采用SSS-I高梯度磁选机精选,磁性物即为镜铁矿,非磁性物和粗粒级粗精矿采用摇床回收镜铁矿的工艺。在给矿TFe品位为8.20%(其中镜铁矿Fe含量1.88%)的条件下,最终可取得品位为61.06%、回收率为20.48%的铁精矿,其中镜铁矿的回收率可达89.24%。     

铁矾渣还原焙烧制备磁铁矿的研究

对某锌冶炼厂的铁矾渣进行了粉煤还原焙烧-磁选试验研究,考查了焙烧过程中Zn、Fe、S等主要元素的行为。研究结果表明,在900℃时还原焙烧可以产出磁性很强的磁铁矿,Zn转化为铁酸锌。超过900℃时会有有碱性硫化物生成。粉煤还原焙烧铁矾的最佳条件是:温度900℃,粉煤用量为45g/kg,焙烧时间75min。此时烧渣含S3.07%,含Fe55.94%,烧渣水浸后含S降低到1.47%。在最佳条件下进行焙烧—磁选,精矿含Fe在58.99%～58.72%之间,精矿中Zn含量均比尾矿高约1%,烧渣中大部分S与磁性产物在一起,磁选精矿含S在2.5%～3%之间。     

白尖铁矿可选性试验研究

白尖铁矿的矿物组成和酒钢桦树沟铁矿的矿物相同,但白尖铁矿中的菱铁矿和褐铁矿的含量都明显高于桦树沟矿,而且白尖铁矿各主要铁矿物矿物的嵌布粒度细,比桦树沟铁矿更难选。实验室中白尖铁矿的最佳焙烧条件组合为焙烧温度为700℃、焙烧时间为100 min、催化剂用量为6%时,焙烧磁选精矿品位能达到56.36%、铁回收率能达到95.18%的实验室指标,但明显差于桦树沟铁矿的实验室焙烧指标。通过酒钢竖炉投笼焙烧后白尖铁矿,在磨矿细度为-200目85%时,经过一粗两精三段弱磁流程选别试验,可获得精矿品位54.11%、精矿产率66.22%、铁回收率82.68%的选别指标,该指标明显低于桦树沟矿的焙烧磁选的选别指标。     

云南复杂含钪多金属矿的综合利用试验研究

云南复杂含钪多金属矿原矿含Fe 26.65%,TiO_2 8.68%,Sc2O388.60 g·t~(-1)。矿石中有价矿物主要为磁铁矿、钛铁矿、金红石,钪主要分布于钛辉石和辉石中。采用螺旋溜槽重选工艺预选抛尾得到铁-钛-钪混合粗精矿;采用弱磁选—摇床重选分选工艺进一步分离混合精矿中的铁、钛、钪。试验结表明,在一段磨矿细度为0.154 mm占98%、混合粗精矿二段磨矿细度为0.038 mm占98%、弱磁选磁场强度H=0.10 T的综合条件下,得到了Fe品位为56.21%%,铁回收率为20.10%的铁精矿;TiO_2品位为48.68%,钛回收率为3.81%的钛精矿;Sc_2O_3品位为226.20 g·t~(-1),钪回收率为87.67%的钪精矿。实现了矿石中有价金属铁、钛、钪的综合利用,且钪精矿可作为后续工艺进一步提纯钪的原料。     

江西某钽铌多金属矿无尾化选矿工艺试验研究

江西某钽铌多金属矿含钽0.004％、含铌0.008％、含锂0.71％、含锡0.065％,含钾3.52％、含钠4.01％,其矿物种类繁多,组成复杂,钽铌主要赋存于含铁、锰较高的钽铌铁矿中,锂主要以铁锂云母形式存在,目的矿物与长石矿共生致密,多呈包裹、连生、交代状,属典型钠长石化低品位难选钽铌锂矿.根据该矿石性质,采用“预先磁选--磁性产品回收钽铌、锂--非磁性产品回收锡、长石“工艺方案,可获得含钽17.51％、钽回收率48.15％,含铌16.52％、铌回收率22.72％的钽铌精矿;含锂3.61％、锂回收率56.54％的锂精矿;含锡26.89％,锡回收率37.32％的锡精矿.同时,所产长石精矿中,粗长石精矿含铁0.06％,烧成白度大于67度,细长石精矿含铁0.09％,烧成白度59.6度,试验指标较好,同时实现该选矿工艺无尾化.     

白云鄂博矿直接浮选稀土工艺流程研究

白云鄂博选矿采用先选铁后回收稀土的流程,稀土回收率不足10%。为探索提高白云鄂博选矿稀土回收率的方法,对原矿直接浮选稀土然后回收铁的开路选别流程做了尝试。结果表明,稀土浮选粗精矿经过三次精选后可获得稀土品位为41.50%,回收率为41.87%的稀土精矿,稀土粗尾矿经过一次磁选可获得铁品位为67.00%,回收率为65.67%的铁精矿。     

国外某风化型钒钛铁矿选矿试验研究

针对国外某深度蚀变氧化型钒钛铁矿,铁矿物与钛矿物难以物理选矿实现分离,脉石矿物的比磁化系数、比重与金属矿物差异较大、易磨矿解离的特征,开展了选矿富集钒钛铁试验研究,对比了磁选回收工艺、分级-磁选回收工艺及重选回收工艺,确定磁选回收工艺为最适宜的回收工艺。磁选回收工艺获得了可市售的含钒铁精矿含Fe 60.52%、V_2O_5 1.03%,回收率分别为Fe 8.12%、V_2O_5 8.62%,钒钛铁混合精矿Fe 50.03%、V_2O_5 0.80%、TiO_216.01%,回收率分别为Fe 78.61%、V_2O_5 78.45%、TiO_2 82.88%的选别指标,混合精矿钒、钛、铁品位较高,可作为冶金进一步获取钒、钛、铁的原料。     

铜渣熔融还原回收铁试验研究

以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温100min的条件下对浮选尾渣进行熔融还原,焙烧后的产物破碎磨细至-0.074mm占85%,再进行弱磁选,可获得铁品位为67.47%的还原铁精矿,铁回收率为92.32%。