高炉含锌粉尘中铁资源的富集回收

以转底炉工艺技术为基础,采用高温焙烧-磁选分离工艺对济钢高炉含锌粉尘脱锌富集铁进行了实验室研究,考察了还原温度、还原时间及配煤量对含锌粉尘脱锌率、金属化率、磁选精矿产率以及铁回收率的影响。实验结果表明最佳工艺参数为:还原温度1 350℃,还原时间30 min,配煤量4%。在此条件下的脱锌率和金属化率分别为99.75%和99.46%,精矿产率为45.63%,铁回收率为95.76%。     

铁酸锌还原焙烧试验研究

对锌焙砂进行还原焙烧,再对还原焙砂进行浸出。浸出温度70～80℃;pH值2～3;液固比6∶1;浸出时间2 h。对比试验得到最佳还原焙烧的温度900℃、焙烧时间60 min、粉煤配比1∶10。这时锌的浸出率达到90%左右,铁浸出率15%左右。再对浸出渣磁选,得到了铁精矿。     

微波焙烧对钢铁行业含锌冶金尘泥锌铁分离的影响

为实现钢铁行业含锌冶金尘泥绿色环保高效的资源化利用,对铁含量为30.38%、锌含量为4.79%的含锌冶金尘泥进行微波还原焙烧-磁选分离试验研究。试验结果表明,含锌冶金尘泥未焙烧直接磁选以及常规马弗炉还原焙烧-磁选的方式均难以较好实现含锌冶金尘泥中锌铁的有效分离;采用微波马弗炉还原焙烧-磁选的方式,在微波焙烧温度为700 ℃、焙烧时间为15 min、磁场强度为150 mT等试验条件下,磁选的精矿指标:铁回收率为88.67%、铁含量为57.84%、锌含量为2.73%,磁选的尾矿指标:锌回收率为61.72%、锌含量为9.85%、铁含量为9.54%,锌铁分离效果较好。磁选产物中精矿的物相主要以单质Fe为主,尾矿的物相主要以SiO2与ZnO为主。     

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。     

强磁选—磁化焙烧—弱磁选工艺回收某尾矿中的菱铁矿

云南某尾矿含铁13.88%,主要以菱铁矿的形式存在,具有回收利用价值。采用“强磁选—流态化磁化焙烧—弱磁选”工艺回收铁,考察了矿样焙烧前后铁物相的转变。结果表明,强磁选可以获得产率21.60%、铁品位27.18%、铁作业回收率40.19%的铁粗精矿;铁粗精矿采用550℃预氧化7.5 min并在温度450℃、还原势R=0.6条件下还原磁化焙烧7.5 min,能保持还原产物中Fe3O4的稳定性,无Fe O生成,保证了铁氧化物的高磁性转化率和强适应性,获得产率90.84%、铁品位30.02%的焙砂;焙砂经弱磁选可获得产率35.29%、铁品位60.51%、作业铁回收率71.13%的磁铁精矿。研究成果为尾矿资源综合利用及难处理铁矿资源高效利用提供了有益参考。     

含锌冶金尘泥还原焙烧-磁选分离试验

为实现钢铁企业含锌冶金尘泥低碳环保高效的资源化利用,对铁含量为30.38%、锌含量为4.79%的含锌冶金尘泥进行还原焙烧-磁选分离研究。结果表明,该含锌冶金尘泥直接磁选难以实现锌铁有效分离,在焙烧温度950℃、焙烧时间20 min、磁选强度100 mT等条件下,磁选精矿铁回收率为79.50%、铁含量为57.00%、锌含量为2.45%,磁选尾矿锌回收率为71.06%、锌含量为9.92%、铁含量为16.81%,锌铁分离效果较好。磁选产物中精矿主要以单质Fe为主,尾矿主要由SiO₂与ZnO等物相组成。     

焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团还原行为的影响

基于直接还原法探讨了焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团中锌、铅挥发率和铁金属化率的影响,分析了焙烧制度对球团中含锌、铅、铁化合物相变的影响,试验确定了焙砂磨矿-弱磁选回收其中铁的工艺和效果。结果表明：在1 250 ℃焙烧90 min,可使球团中锌、铅的挥发率分别达到98.87%、95.39%,铁的金属化率达到98.66%;焙砂中未见锌、铅单质及其化合物,只存在大量的金属铁,且金属铁颗粒多数大于30 μm;焙砂采用2段磨矿、2段弱磁选流程处理,可同时获得含铁91.20%、回收率为30.32%的金属铁粉和铁品位为61.58%、回收率为50.01%的铁精矿,铁总回收率达80.33%。     

含锌铁氧化矿石选别研究

针对含锌、铁氧化矿石,采用浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法,常规还原焙烧-磁选以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响。研究结果表明,浮选、磁选、重选等常规选矿方法,碱性浸出、硫酸浸出等常规浸出方法以及常规还原焙烧-磁选方法均不能使锌、铁有效富集,而采用深度还原-磁选方法,获得的铁精矿铁品位与铁回收率均在90%以上,金属化率在92%以上,锌挥发率在97%以上,实现了锌、铁综合回收。     

某高锌含铁尘泥综合利用试验研究

采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。     

铁酸锌的还原分解和其中锗的行为研究

在湿法炼锌中生成难溶性的铁酸锌是锌、锗浸出率低的原因。采用还原沸腾焙烧锌焙砂的工艺可有效地把铁酸锌还原分解成可溶性的产物,赋存其中的锗也将大部分溶出。本文研究了锌焙砂的物相组成,对铁酸锌还原过程的热力学、动力学进行了分析和研究。从而确定了铁酸锌还原分解的工艺条件并查明锗在工艺中的行为。在800—860℃,CO 8—12％的条件下对锌焙砂还原焙烧20—40min使锌浸出率从87％提高到98.5％,锗浸出率从47％提高到85—90％。研究证实了还原分解铁酸锌工艺的可行性。     

废镀锌板炼钢粉尘加压硫酸浸出试验研究

对废镀锌板炼钢粉尘加压硫酸浸出工艺进行了研究, 并与常压酸浸进行了对比。探讨了初始硫酸浓度、浸出时间、液固比、浸出温度对浸出率的影响。结果表明, 采用加压浸出技术可使常温弱酸下不溶的铁酸锌和难处理的硅酸锌高效浸出。在釜内压力0.6 MPa、浸出温度140 ℃、液固比6∶1、搅拌速度500 r/min、硫酸浓度120 g/L、浸出时间1.5 h条件下, 浸出矿浆无胶体形成、过滤性能良好, 锌、铁浸出率分别为98.35%和3.51%, 铅几乎全部进入渣相, 浸出液中硅含量仅为0.06 g/L, 实现了粉尘中锌与杂质的有效分离。     

某低品位高磷赤铁矿磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺研究

采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm²/g提高到1 865 cm²/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。     

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)。     

锌焙砂硫酸浸出渣中分离ZnFe_2O_4的研究

以锌焙砂为原料,经硫酸浸出后对矿浆保温沉淀固液分离后进行高温磁力搅拌水洗,过滤烘干筛分后加入添加剂固相氧化焙烧进行粗提纯,对粗提纯产品筛分产物加入添加剂高能球磨机械活化后固相焙烧进行精提纯,并对产品进行粒度分析、XRD分析及EDS分析。结果表明,提纯产品中铁酸锌含量高达98%,产品主要集中于0.240~3.802μm、3.802~17.378μm、17.378~138.038μm三个粒级,分别占41.83%、36.70%、21.47%。粒级越小,粒度分布越大,-20μm粒级达到80%。产品形貌已经具有一定的粉体性状,经进一步的细化和均匀化等处理,有望制备出高性能的铁酸锌特性材料。     

某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。