红土镍矿含碳球团深还原-磁选富集镍铁工艺

以红土镍矿为原料,利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁,再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化,得到最佳的工艺条件如下:内配碳量(C/O原子比)为1.3,还原时间为80 min,CaO质量分数为10%,还原温度为1300℃.在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%,全铁品位为65.38%,镍和铁的回收率分别为89.29%和91.06%.利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿进行了分析,发现深还原矿中出现金属粒,为Ni-Fe合金,镍全部溶于镍铁合金中,铁还有少部分以FeO的形式存在;磁选过程除去大量的脉石,精矿中主要物相为Fe、Ni-Fe、FeO及少量的CaO·MgO·2SiO₂.     

氢气协同生物质还原钒钛磁铁矿试验研究

针对钒钛磁铁矿所含元素较多、结构较为复杂且铁钛紧密共生等特殊的物化性质以及充分综合利用难度较大的问题,研究了高温下钒钛磁铁矿与Na₂CO₃反应之后其物相的变化,讨论了温度以及生物质木屑对还原产物金属化率的影响。结果表明,Na₂CO₃的加入可促进钒钛磁铁矿与H₂反应,降低H₂还原钒钛磁铁矿中铁钛氧化物的难度;H₂还原钒钛磁铁矿时,升高温度和在钒钛磁铁矿中加入生物质木屑均对还原有利。在加热温度为1 100℃时,钒钛磁铁矿金属化率可达80.22%,相同条件下加入生物质木屑可使还原产物的金属化率提升至84.47%。采用H₂还原钒钛磁铁矿的同时加入生物质木屑,有望实现铁的高效富集。     

国外某原生钛铁矿选矿工艺试验研究

国外某原生钛铁矿中TiO₂品位8.23%、Fe₂O₃品位16.47%;主要含钛矿物为钛铁矿、少量金红石和榍石,微量含钛的磁铁矿,脉石矿物主要是角闪石、长石,其次绿泥石、金云母、石英、高岭土等。有价矿物之间嵌布关系复杂,且钛铁矿嵌布粒度细,同时钛铁矿和磁铁矿包裹体包含于角闪石间,增强角闪石磁性,不利于钛铁矿磁选分离。试验采用磁选-粗精矿再磨-浮选工艺流程获得TiO₂品位为47.41%、回收率为50.32%的钛精矿。     

海砂矿深度还原-磁选分离实验研究

应用化学分析、扫描电镜观察和X射线衍射分析方法研究海砂矿的基础物性.采用煤基深度还原-磁选工艺,系统考察矿粉中Fe和Ti的还原分离行为,并明确还原温度、还原时间、碳氧比、磁感应强度和磨矿粒度对还原磁选效果的影响规律.结果表明:海砂矿主要由钛磁铁矿和钛赤铁矿组成;较优的还原分离工艺参数为还原温度1300℃、还原时间30 min、碳氧摩尔比1.1、磁感应强度50 mT和磨矿细度-0.074 mm质量分数86.34%.在此工艺条件下,可以获得金属化率94.23%的还原产物,磁选指标分别达到精矿铁品位97.19%和尾矿钛品位57.94%,对应的铁、钛回收率为90.28%和87.22%,有效地实现海砂矿中铁钛元素的分离富集.     

烧结矿气-固还原过程的矿物组成和显微结构变化

 利用热重分析方法研究了烧结矿与CO气体的气-固还原反应特征,重点考察了反应的不同阶段烧结矿矿物组成和显微结构的变化以及还原过程烧结矿孔隙率的变化。研究发现：由于烧结矿内矿物组成的改变,随着还原度的增加,烧结矿还原速率逐渐减缓。还原前期主要发生赤铁矿→磁铁矿和铁酸钙→磁铁矿的转变,并且赤铁矿的还原速率要高于铁酸钙。当还原度达到70%时,烧结矿内的赤铁矿、铁酸钙和磁铁矿全部被还原为浮士体和金属铁;根据还原过程烧结矿内部结构和孔隙率的变化,发现还原过程中试样的孔隙率由原来的12.43%增加至5344%,其中大部分的增加量集中在反应的前期。另外,发现存在微气孔的区域更有利于烧结矿的还原。     

直接还原处理低品位钒钛磁铁精矿

在1 000~1 300℃添加少量Na_2CO_3+NaCl复配添加剂,以无烟煤做还原剂等温还原低品位钒钛磁铁精矿,再通过磁选分离获得铁精粉和钒钛渣。考察了C/Fe摩尔比、还原温度和还原时间对铁的还原、钒钛迁移富集行为以及物相转化规律的影响。结果表明,C/Fe摩尔比和反应温度对直接还原过程中有价组分迁移富集的影响很大,当C/Fe摩尔比为1.2时,在1 200℃还原2h,钒钛磁铁矿精矿的金属化率可达到92.8%,还原后钒主要富集在钛渣相中,有效实现了铁与钒/钛的分离。     

生物质热解产物强化海砂矿选择性还原-磁选分离

以清洁、碳中性、高活性、可再生的生物质作为还原剂，通过密封性气塞限制热解产物的逃逸，对海砂矿内配生物质直接还原行为进行了研究，研究表明，限制生物质热解产生热解产物(CO、H₂、CO₂、H₂O、Cx Hy Oz)的逃逸，在反应罐内迅速形成了60 kPa的压力，有利于H₂、CO的参与还原。其中焦油具有更高的活性，且保障了后期H₂的来源，促进了海砂矿的低温快速还原。在还原温度1 120℃、还原80 min的条件下，可获得金属化率为97.81%、铁回收率为97.81%的铁粉，以及TiO₂回收率为69.98%和V₂O₅回收率59.93%的富钛渣。     

国外某海滨砂矿综合回收试验研究

国外某海滨砂矿富含钛铁矿、锆石、独居石等多种有用矿物。钛铁矿矿物经历蚀变,部分锆石表面被铁污染,矿物磁、电性质发生变化,较为难选。采用筛选—螺旋溜槽一粗一扫工艺预富集重矿物,获得产率23.78%,Fe、TiO₂、 REO、 Zr(Hf)O₂品位分别为25.76%、 43.73%、 0.44%、 2.83%,回收率分别为93.70%、 93.11%、 78.32%、93.64%的重砂。针对重砂,采用弱磁选铁—高梯度强磁选一粗一精一扫,分离出部分磁性较强钛精矿,强磁中矿采用摇床—干式磁选—电选流程分离出独居石精矿和另一部分磁性较弱钛精矿,强磁尾矿进行摇床选锆—锆粗精矿进行电选除杂,从而分离出铁精矿、钛精矿、独居石精矿和锆精矿产品。相对重砂,精矿与中矿中TiO₂、REO、Zr(Hf)O₂综合回收率分别为99.16%、67.71%、89.56%,实现了有用矿物的综合回收。研究结果可为类似海滨砂矿的开发和综合回收提供参考。     

印尼典型海砂矿的工艺矿物学及固态还原特性

以经典工艺矿物学研究方法为基础,结合化学物相分析、矿物解离分析(MLA)、X射线衍射、光学显微镜、扫描电镜-X射线能谱仪(SEM-EDS)等手段对印尼典型海砂矿的矿物学及其固态还原特征进行了系统研究。结果表明:印尼海砂矿的矿物组成主要为钛磁铁矿、次为少量假象赤铁矿、赤铁矿、钛铁矿以及辉石等。绝大部分钛磁铁矿呈致密单体或铁的富连生体产出,偶有由固熔体分离析出形成的微细钛铁矿片晶。赋存于钛磁铁矿中的铁占总铁的89.79%、钛为85.42%、钒则高达97.97%。海砂矿在C/Fe摩尔比1.2、温度1300 ℃条件下还原60 min可较好实现金属化。其还原历程遵循:Fe_2.75Ti_0.25O₄ → FeTiO₃, (Fe, Mg)Ti₂O₅ → (Fe, Mg)Ti₂O₅ → Fe,稳定的黑钛石相是影响金属化程度的主要因素。经固态还原处理Fe元素最终富集于金属相,V、Ti则赋存于渣中富钛相,为后续的分离提取创造了有利条件。      

高铁铝土矿直接还原-溶出工艺

提出了一种以Na₂CO₃为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na₂CO₃用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na₂CO₃用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%.     

从铜渣中回收铁的研究现状及 其新方法的提出

对铜渣进行XRD物相、扫描电镜和能谱以及主要元素含量的分析,指出从铜渣中回收铁的困难.综述了国内外从铜渣中回收铁的一些主要工艺方法及其优缺点,并提出弱氧化焙烧-磁选处理铜渣的新方法.铜渣和CaO的质量比为100:25,CO₂和CO的气体流量分别为180 mL/min和20 mL/min,焙烧温度1 050 ℃,保温焙烧2 h后,冷却后破碎磨细至0.074 mm,再通过170 mT的磁场磁选分离得到铁精矿.获得了铁品位54.79 %的铁精矿和含铁22.12 %的磁选尾矿,铁的回收率为80.14 %,基本实现了铜渣中铁的回收.      

铜渣煤基直接还原过程中的铁物相转变

采用直接还原工艺回收铜冶炼渣中的铁,对不同温度下铁物相的转化以及金属铁颗粒的长大规律进行分析。通过对铜渣进行配料造球-煤基直接还原焙烧-弱磁选处理,得到了直接还原铁精矿指标随时间及温度的变化。结果表明,在焙烧温度1 300℃,焙烧时间30 min的条件下得到了TFe质量分数为91.55%、金属化率为92.99%及回收率为82.99%的铁精矿。对不同还原温度下铁精矿分析表明:1 050、1 100、1 150℃均生成了金属铁,但还原度及TFe含量较低。1 200℃时发现有Fe₂C₅及SiC相的生成,形成的CaSiO₃·FeSiO₃液相影响了还原过程。1 250℃时生成了Fe₃C,但Fe₂SiO₄会与CaO形成低熔点矿物。1 300℃时精矿中含有大量金属铁,但也形成了低熔点化合物,增加了后续处理的难度。金属铁颗粒首先出现在矿物颗粒失氧而产生的裂纹及孔洞的边缘,金属铁小颗粒被大颗粒吸收并聚结长大,金属铁经过斑点状-蠕虫状-仙人掌状的转变最后...     

鞍钢东部铁尾矿悬浮磁化焙烧-磁选试验

为提取和回收鞍钢东部铁尾矿中的铁,采用实验室间歇式悬浮反应炉作为磁化焙烧装置,以高纯CO和N2的混合气体作为还原性气体,考察了铁品位为26.50％的鞍钢东部铁尾矿强磁再选精矿在悬浮磁化焙烧-磁选过程中的影响因素.试验结果表明,在气体流量为800 mL/min、焙烧温度为600℃、CO浓度为25％、焙烧时间为2.5 mi...     

Effects of embedding direct reduction followed by magnetic separation on recovering titanium and iron of beach titanomagnetite concentrate

Embedding direct reduction followed by magnetic separation was conducted to fully recover iron and titanium separately from beach titanomagnetite(TTM).The influences of reduction conditions,such as molar ratio of C to Fe,reduction time,and reduction temperature,were studied.The results showed that the TTM concentrate was reduced to iron and iron-titanium oxides,depending on the reduction time,and the reduction sequence at 1 200°C was suggested as follows:Fe_(2.75)Ti_(0.25)O_4→Fe_2TiO_4→FeTiO_3→FeTi_2O_5.The reduction temperature played a considerable role in the reduction of TTM concentrates.Increasing temperature from 1 100 to 1 200°C was beneficial to recovering titanium and iron,whereas the results deteriorated as temperature increased further.The results of X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses showed that low temperature(≤1 100°C)was unfavorable for the gasification of reductant,resulting in insufficient reducing atmosphere in the reduction process.The molten phase was formed at high temperatures of 1 250-1 300°C,which accelerated the migration rate of metallic particles and suppressed the diffusion of reduction gas,resulting in poor reduction.The optimum conditions for reducing TTM concentrate are as follows:molar ratio of C to Fe of 1.68,reduction time of 150 min,and reduction temperature of 1 200°C.Under these conditions,direct reduction iron powder,assaying 90.28 mass%TFe and 1.73 mass% TiO_2 with iron recovery of 90.85%,and titanium concentrate,assaying 46.24mass% TiO_2 with TiO_2 recovery of 91.15%,were obtained.     

熔融还原法镍渣炼铁的热力学与动力学

利用熔融还原法进行了闪速炉水淬镍渣提铁的实验研究,探讨了熔渣二元碱度、反应温度和反应时间对提铁效果的影响.XRD测试结果表明水淬镍渣由正硅酸铁FeO·SiO₂和玻璃态物质组成.镍渣中的氧化铁主要以FeO·SiO₂的形式存在,通过常规的选矿方法很难实现铁氧化物的富集,故采用熔融还原方法进行镍渣提铁实验.实验结果表明增加配合料中CaO的加入量、提高反应温度以及延长熔制时间都能不同程度地提高镍渣中铁的还原率.通过比较1450~1600℃范围内各反应温度下不同类型还原反应的Gibbs自由能,镍渣熔融还原过程的主要反应形式为(FeO)+C_(S)→[Fe]+CO↑.本实验确定的最佳配方组成为:镍渣100g、CaO34.7g、CaF₂4.04g和焦炭8.5g;最佳反应条件为1500℃熔制180min.以上条件下的渣铁分离效果较好,铁还原率达到96.32%.     

中国锰矿供需现状及可持续发展建议

锰铁矿石是锰、铁选冶的重要原料,由于类质同象及微细粒嵌布等因素影响,锰与铁难以实现高效分离并综合利用. 针对高铁低锰矿石制定了氢基矿相转化–磁选工艺流程,并考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气体体积分数及总气量对锰铁分离及二价锰转化率效果的影响. 结果表明,在焙烧温度660 ℃、CO与H₂体积比1∶3、焙烧时间30 min、还原气体体积分数60%、总气量500 mL·min^–1、磁场强度8.51×10⁴ A·m^–1的条件下,可获得铁品位55.24%、回收率91.07%的铁精矿及全锰品位34.80%、回收率77.11%、二价锰转化率88.79%的锰精矿. 化学成分分析、X射线衍射(XRD)分析、扫描电子显微镜-能谱分析（SEM-EDS）均表明锰矿物与铁矿物实现了有效的分离,原矿中的主要金属矿物褐铁矿、软锰矿转化为磁铁矿、金属铁和方锰矿,二氧化硅等脉石矿物主要富集在锰精矿中. 研究表明,通过控制氢基矿相转化工艺条件,锰精矿中二价锰含量显著提高,铁矿物和锰矿物可实现高效分离,且实现了原矿石全组分利用及无尾选矿的目的. 氢基矿相转化技术为高铁低锰矿石的清洁高效利用提供了新方法,有望实现铁锰矿物高温还原过程的异步转化和同步分离,达到“源头减量、高效转化、精准回收”的目标,实现良好的经济效益和社会效益.     

硫化铅精矿搭配硫尾矿渣富氧顶吹炼铅渣型理论分析

基于富氧顶吹直接炼铅技术,提出硫化铅精矿搭配硫尾矿渣炼铅工艺,以实现硫尾矿渣的综合利用.熔炼过程渣型决定了炉渣的性质,进而影响熔炼过程能否顺利进行.根据熔炼过程渣相组成特点,以PbO-FeO-Fe2O3-SiO2-CaO-ZnO渣系为研究对象,采用FactSage热力学软件计算并绘制该渣系相图.研究温度、w(Fe)/w...     

不同反应性炭的气化差异及对铁矿还原的影响

纯氧高炉和煤气化耦合联产是降低炼铁和煤气化工艺能耗和碳排放的重要手段,而研究不同反应性炭的气化差异及其对铁矿石还原影响是实现煤气调质与降低焦比的关键.在模拟纯氧高炉与煤气化耦合联产工艺条件下进行了木炭、兰炭、焦炭的气化和烧结矿、球团矿的还原试验研究.研究结果表明,3种炭与CO2和水蒸气的反应性由强到弱的顺序为木炭＞兰炭...     

高炉粉尘Fe和Zn非熔态分离工艺

开发一种高炉粉尘再资源化处理工艺,采用\