某氰化尾渣煤基还原焙烧-磁选试验

在对某氰化尾渣进行化学分析和X射线衍射分析的基础上,进行了煤基还原焙烧-磁选试验研究,着重探讨了还原煤的种类和添加量、焙烧温度、焙烧时间对试验结果的影响。试验结果表明,用烟煤为还原剂,不仅用量比褐煤少,而且试验指标更好;在烟煤添加量为18%、焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙烧产品磨矿细度为-0.074 mm占90%的情况下,经1粗1精弱磁选（磁场强度为149.6 kA/m）,获得了铁品位为60%、回收率为70.80%的铁精矿。     

还原焙烧-磁选回收氰化尾渣中铁的试验研究

以褐煤为还原剂, 采用还原焙烧-磁选的方法回收氰化尾渣中的铁, 考查了褐煤添加量、焙烧温度、焙烧时间、磁场强度等工艺参数对铁品位及回收率的影响规律。结果表明, 在褐煤添加量为18%, 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间50 min, 磁场强度0.24 T的条件下, 精选后的铁精矿TFe品位可达到59%, 铁回收率可达到80%。     

高硫氰化尾渣还原焙烧脱硫—磁选试验

江西某冶炼厂氧化焙烧氰化尾渣含铁43.15%,含硫1.97%,属高硫氰化尾渣,采用常规选矿方法、磁化焙烧—磁选工艺难以获得理想的铁回收率指标。为开发利用该尾渣,对其进行了还原焙烧同步脱硫回收铁工艺研究。试验确定的最佳焙烧条件为:烟煤用量20%、脱硫剂BK用量16%、还原焙烧温度1 150℃、焙烧时间45 min。最佳焙烧条件获得的焙烧产品经两段阶段磨矿阶段弱磁选试验,获得了产率42.71%、铁品位92.05%、硫含量0.04%、磷含量0.04%、铁回收率91.11%的还原铁产品,为高硫氰化尾渣资源化提供了一种新途径。     

铜尾渣直接还原焙烧——磁选 回收铁的试验

某铜冶炼渣浮选尾渣中含铁36.80%,铁主要铁橄榄石和磁铁矿的形式赋存,根据其矿石性质特点,以烟煤为还原剂,应用直接还原焙烧—磁选工艺回收铜尾渣中铁。试验结果表明:将铜尾渣与烟煤和作为助还原剂的CaO按100∶30∶20的质量比混合,在焙烧温度1 200℃,焙烧时间为60 min,磨矿细度为-0.045 mm含量占80%,磁场强度为127.32 kA/m的条件下,可获得铁品位为91.68%、铁回收率为82.24%的铁精矿。     

某焙烧氰化尾渣综合利用试验研究

对某氰化尾渣综合回收利用进行了试验研究。试验结果表明,采用焙烧-磁选工艺流程,最终可获得产率53.78%,品位55.46%,回收率76.73%的铁精矿,可以作为炼铁的低品位原料或配料使用。     

铅渣煤基直接还原-磁选选铁试验

云南澜沧某铅渣Fe、Cu、Pb、Zn含量均较高,采用煤基直接还原-磁选工艺对其中的铁进行了回收工艺技术条件研究,并对试验过程中的重要产物进行了XRD和SEM-EDS分析。结果表明,含铁25.98%的铅渣在还原煤用量为铅渣质量的30%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为40 min、直接还原产物磨矿细度为-74 μm占83.92%、1粗1精弱磁选磁场强度分别为180、56 kA/m情况下,可获得铁品位为93.68%、回收率为77.59%的金属铁粉;煤基直接还原可使铅渣中粒度细微、嵌布关系复杂、磁性弱的含铁矿物转变成粒度粗大、与渣界限分明、磁性强的金属铁,为弱磁选分离创造了有利条件。     

某氰化尾渣预氧化—蓄热还原同步提铁试验研究

辽宁新都黄金选金焙烧氰化尾渣总氰含量719 mg/kg,尾渣中铁矿物主要以赤铁矿的形式存在,TFe品位为35.08%。采用预氧化—蓄热还原同步提铁技术处理氰化尾渣,可实现在氰化物高效分解的同时回收铁精矿。研究结果表明,将氰化尾渣样品预先在550℃的空气气氛下焙烧25 min,可将氰化尾渣中的总氰含量降至检出限以下,同时完成对氰化尾渣的蓄热。将预氧化处理后的尾渣在还原温度560℃、还原时间30 min、CO浓度40%、总气量500 m L/min的条件下进行蓄热还原试验。焙烧产品使用棒磨机磨至-0.038 mm占82.02%,后在磁场强度143.28k A/m条件下进行弱磁选,最终得到TFe品位58.94%,回收率89.93%的铁精矿。该工艺不仅将氰化物有效分解,还实现了氰化尾渣中铁矿物的高效回收利用。     

氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁

为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。     

某难选褐铁矿直接还原焙烧-磁选工艺研究

对某难选褐铁矿进行了直接还原焙烧-磁选工艺研究。进行了焙烧温度、焙烧时间以及还原剂添加量的条件试验, 以及焙烧样品的多种磁选流程对比试验。在原料粒度-2 mm, 焙烧温度1150 ℃, CaCO₃用量为矿量的15%, 煤添加量为矿量的25%, 盖煤量为球团质量的33%, 保温时间2 h, 一段磨矿粒度为-0.045 mm粒级占97%, 一次粗选场强79 kA/m、两次精选场强45 kA/m时, 矿物焙烧金属化率95.24%, 铁精矿品位80.61%, 回收率88.58%。     

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。     

基于深度还原的某稀土尾矿选铁试验

将某稀土尾矿磁选预抛尾后进行了深度还原-弱磁选工艺技术条件研究,并对深度还原产物和磁选铁粉进行了XRD分析。结果表明,试样适宜的深度还原条件为褐煤用量占试样与褐煤总质量的10%、还原温度为1 200 ℃、还原时间为60 min,还原产物磨矿细度为-74 μm 85%,弱磁选磁场强度为118 kA/m,最终获得了铁品位为91.00%、还原产物弱磁选作业回收率为90.83%、铁综合回收率达78.20%的磁选铁粉;深度还原使还原对象中的复杂铁矿物大都还原成了单质铁,还原产物具有较好的磨矿-弱磁选效果。     

某菱铁矿直接还原焙烧磁选工艺研究

在分析了嘉峪关某菱铁矿矿石性质的基础上,进行了直接还原焙烧-磁选工艺处理该菱铁矿石的研究,分别对焙烧温度、煤用量、助熔剂用量、焙烧时间、磨矿细度等条件进行了研究,确定了直接还原焙烧的最佳条件,可得到铁品位94.70%、回收率90.28%的还原铁产品。     

云南某难选铁矿石煤基直接还原-弱磁选试验

云南某铁矿石为混合型铁矿石,由于铁矿物嵌布粒度微细而难以采用常规选矿方法有效选别。为此,对该矿石进行了煤基直接还原-弱磁选试验,结果表明,将原矿与作为还原剂的云南某褐煤和作为助熔剂的CaO按100∶20∶10的质量比混合,在1 200 ℃的温度下直接还原焙烧50 min,焙烧矿在一段和二段磨矿细度分别为-325目占81.34%和-325目占92.41%、一段和二段弱磁选场强分别为187.10和143.31 kA/m的条件下进行两段磨矿-弱磁选,可获得铁品位为91.20%、铁回收率为87.05%的直接还原铁精矿,从而为该难选铁矿石的开发利用提供了技术支持。     

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。     

某钼尾矿中磁性铁矿物的磁选回收试验

辽宁某钼尾矿粒度较粗,+0.074 mm占75.16%,铁品位为7.26%,铁主要以磁性铁形式存在,在0.074～0.038 mm粒级有一定的富集现象。对该尾矿进行了磁性铁矿物选矿回收试验。结果表明,试样采用一段弱磁选、一段中磁选、中磁选精矿再磨后二段弱磁选、两段弱磁选精矿合并后磁悬浮精选机精选,可获得铁品位59.12%、铁回收率为70.05%的铁精矿。     

某高磷鲕状铁矿石气基直接还原-磁选提铁降磷研究

以国外某高磷鲕状铁矿石为原料, 研究了气基直接还原-磁选生产粉末还原铁工艺。考察了CaCO₃用量、还原温度、还原气体组成、还原气体总流量以及还原时间对提铁降磷的影响。结果表明, 该矿石通过气基直接还原提铁降磷是可行的, 在CaCO₃用量25%、还原温度1 200 ℃、还原时间90 min、H₂与CO流量比3∶1、还原气体总流量5 L/min条件下, 可获得铁品位、铁回收率以及磷含量分别为93.24%、92.83%以及0.085%的粉状还原铁。     

七宝山铁尾矿还原焙烧—弱磁选回收铁试验

江西七宝山铁尾矿成分复杂,铁品位达38.74%,主要铁矿物为针铁矿。为了高效回收其中的铁,采用还原焙烧—弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明:提高煤粉添加量、延长焙烧时间、提高焙烧温度均有利于提高还原焙烧产物中铁的金属化率和金属铁粉的指标;在煤粉添加量为15%,还原焙烧温度为1 250℃,还原焙烧时间为60min,焙烧产物磨至-325目占58.80%,弱磁选磁场强度为88 kA/m情况下,可获得铁品位为88.80%、铁回收率为92.28%的金属铁粉。还原焙烧产物的微观分析表明:在还原焙烧初期,焙烧产物中生成了大量微细粒铁颗粒,随着还原焙烧时间的延长,细小的铁颗粒不断兼并、集聚,60 min后铁颗粒不再明显集聚、长大;随着还原温度的提高,焙烧产物中的铁颗粒显著长大,在1 250℃情况下,铁颗粒长至100μm左右;长大的铁颗粒中包裹细小脉石颗粒是造成金属铁粉铁品位难以进一步大幅度提高的主要原因。     

某难选铁矿石直接还原焙烧磁选研究

对某含铁品位为28.82%, 含磷0.35%的难选铁矿石进行了直接还原焙烧磁选研究。研究了焙烧温度、还原剂用量、焙烧时间、助溶剂用量、磨矿粒度以及磁场强度对直接还原铁品位和回收率的影响。在还原剂用量为30%, 助溶剂QK用量为20%, 焙烧温度为1 200 ℃, 焙烧时间为30 min, 一段磨矿粒度为-43 μm粒级含量达到95%以上, 二段磨矿粒度为-30 μm粒级含量达到100%, 一段磁选场强为111.5 kA/m, 二段磁选场强为95.5 kA/m的条件下, 可以获得品位为90.94%, 回收率为82.67%的直接还原铁。     

某难选铁矿石压球-直接还原-磁选试验

以某低品位复杂难选铁矿石为对象,研究了压球-直接还原-磨选工艺影响因素和机理。结果表明,将破碎至-4 mm的矿石与0.5%的黏结剂、10%的水和20%的内配煤M3混匀,在压力为190 kN时压制成φ30 mm×20 mm的压球,在1 200 ℃下还原40 min,焙烧球碎磨至-43 μm占85%,经磁场强度均为88 kA/m的1粗1精弱磁选流程处理,最终获得了铁品位为91.44%、回收率为90.85%的直接还原铁产品,可直接作为炼钢的优质原料。