鄂西某鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究

鄂西某鲕状赤铁矿石中的铁品位为43.50％,其主要赋存在赤褐铁矿中,分布率离达96.38％.矿石的脉石以SiO2和Al2O3为主,含量分别为18.68％和6.54％.有害杂质硫、砷的含量低,但磷的含量高达0.91％,属于典型低硫高磷单一酸性鲕状赤铁矿石.工艺矿物学研究表明,赤铁矿颗粒嵌布粒度较细,并与脉石紧密交生,因此试验采用磁化焙烧-弱磁选-细磨脱泥-阴离子反浮选工艺流程进行探索,获得合格铁精矿产率55.95％,全铁品位61.56％,铁回收率78.90％,含磷0.24％.     

高磷鲕状赤铁矿直接还原-磁选试验研究

为了缓解我国铁矿石原料匮乏和进口铁矿石成本太高的压力,有必要开发利用我国现有的难选铁矿资源。对某地高磷鲕状赤铁矿采用添加脱磷剂煤基直接还原—细磨磁选工艺,在配加1号脱磷剂15%,磨矿细度小于0.047mm的比率占81.26%,磁场强度192kA/m的最佳实验条件下取得较好效果,所得产品金属铁的铁品位达到84.56%,铁回收率为87%,w(P)为0.056%,较好地达到了提铁降磷的目的。     

高磷鲕状赤铁矿直接还原法脱磷技术的试验研究

为了经济、合理地利用高磷赤铁矿资源,在掌握试验用高磷鲕状赤铁矿理化特性和微观特性的基础上,采用直接还原法进行了固态直接还原+高强度磁选和直接生产珠铁2种工艺的试验研究。试验结果表明,高温度、低碱度以及高配碳量有利于铁矿石中磷灰石还原进入铁水中,不利于磷的脱除;通过工艺参数的优化,采用固态还原焙烧-磁选工艺,高磷赤铁矿脱磷率能达到60%以上,而采用珠铁工艺,其脱磷率能够达到80%以上。为合理高效地处理高磷鲕状赤铁矿奠定理论基础和技术依据。     

隐晶质鲕状赤铁矿磁化焙烧过程中铁物相转变规律

摘要：鲕状赤铁矿具有含磷高、易泥化,铁与脉石矿物呈鲕状嵌布结构等特点,常规的重选和浮选等工艺难以取得较好的选矿指标。磁化焙烧-磁选工艺是利用高磷鲕状赤铁矿最有效的手段之一。X射线衍射（XRD）分析结果表明,在750℃的条件下,焙烧矿中磁铁矿的相对质量分数最大。焙烧温度高于800℃会发生过还原现象,生成富氏体,不利于焙烧矿的弱磁选。光学显微镜分析表明磁化焙烧过程不会破坏鲕状赤铁矿的鲕粒结构,只发生铁物相的转变。赤铁矿到磁铁矿的晶型转变由表及里,但是多数鲕状赤铁矿颗粒不会完全磁化,磁化焙烧效果与粒度有关。全铁品位为43.74%的矿样,在焙烧温度750℃、焙烧时间60min的条件下,弱磁选可得到全铁品位为55.42%,铁回收率为85.66%的人工磁铁矿,磁铁矿转化率在90%以上。     

难选鲕状赤铁矿深度还原-磁选实验研究

针对国内某种难选鲕状赤铁矿的特点,进行了深度还原-磁选实验研究,探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对渣铁分离效果和产品指标的影响.通过光学显微分析、X射线衍射分析、SEM和化学分析等手段确定了原矿与产品的物相组成与特点.在还原温度为1200℃、还原时间为2h及二元碱度为0.2的工艺条件下,获得了品位为91.94%、回收率为95.85%的铁精矿粉.分析表明,所得铁精粉的品位高,有害杂质少.     

高磷鲕状赤铁矿侧吹熔炼试验研究

针对高磷鲕状赤铁矿现有冶炼工艺难以生产低磷铁水的问题,本文提出采用富氧侧吹还原熔炼技术处理高磷鲕状赤铁矿冶炼低磷铁水,在原料分析、热力学计算的基础上,进行了还原熔炼试验,并对还原体系进行了平衡计算,得到以下结论。矿物分析表明,该矿石具有典型的鲕状结构,鲕粒中赤铁矿主要分布在与脉石矿物形成的同心环状包裹构造的壳层中,铁、磷难以进行物理分离。热力学计算表明,高磷鲕状赤铁矿在1 450～1 600℃温度范围内进行还原时,磷以单质磷形式还原进入金属铁相,不能以磷氧化物形式挥发;仅在CaO存在的条件下,H₂O及CO₂才与Fe₃P反应,使磷以Ca₃(PO₄)₂形式进入渣中。还原熔炼试验表明,矿热炉工艺中铁水中的磷含量大于1.0%,而侧吹炉还原工艺中铁水中磷含量可降低到0.45%。平衡计算表明,随着O₂/CH₄的增加和配炭比的降低,Fe的回收率减少;生铁中w[C]随着生铁中w[P]降低而降低。该研究表明,富氧侧吹还原技术具有熔...     

高磷鲕状赤铁矿磷的存在形态及脱磷机理

 针对高磷鲕状赤铁矿石矿物结构复杂导致的脱磷困难现状,为实现深度脱磷的目的,探索矿物还原过程中磷的形态及微观脱磷过程。以铁品位为44.78%、磷的质量分数为0.92%的高磷鲕状赤铁矿为研究对象,根据其面扫描电镜及矿相结构图可知,矿物之间嵌布紧密、逐层形成鲕状结构,石英、鲕绿泥石与赤铁矿等互相包裹,磷元素集中分布在鲕粒内部的氟磷灰石中。通过对焙烧产物做扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS),对高磷鲕状赤铁矿脱磷机理进行研究。研究结果表明,当YM-1脱磷剂质量分数为16%,还原过程中鲕状结构被破坏,金属铁逐渐从鲕粒中析出聚集,脉石与铁颗粒分离明显,磷化为不同形态被脱除。磁选后尾矿、铁分离完全,磷元素几乎全部进入尾矿,添加复合脱磷剂YM-1焙烧磁选后铁精矿的铁品位为90.16%,铁回收率为91.25%,磷质量分数为0.056%,脱磷率为93.91%。铁精粉各项指标满足工业冶炼要求。     

云南某高磷鲕状赤铁矿提铁降磷试验研究

云南某鲕状赤铁矿磷含量高达0.87%,铁品位为45.14%。对此矿石进行单一的强磁选及反浮选试验研究,结果表明都不能获得磷品位低于0.2%,铁品位较高的铁精矿。采用强磁-反浮选及脱泥-反浮选均能获得磷品位低于0.2%,铁品位高于52%的铁精矿。脱泥-反浮选具有投资成本低,流程结构简单的优势,推荐采用此流程处理该矿石。该研究对开发此类高磷鲕状赤铁矿具有一定的借鉴意义。     

难选鲕状赤铁矿的浮选研究现状及展望

鲕状赤铁矿嵌布粒度极细,且与菱铁矿、鲕绿泥石和含磷矿物共生或相互包裹,因此该种矿石的分选很困难,鲕状赤铁矿是目前国内外公认的最难选铁矿石类型之一.文章分析了鲕状赤铁矿利用存在的问题,探讨了鲕状赤铁矿的选矿工艺的研究进展,并提出了该类矿石的研究方向.     

高磷鲕状赤铁矿脱磷技术研究

为合理利用我国储量丰富的高磷鲕状赤铁矿,针对其矿物学特点,提出了利用直接还原法处理高磷鲕状赤铁矿提铁脱磷的技术思想.实验表明,通过控制渣相碱度、还原温度和内配碳比等,可提高铁的收得率和脱磷率.     

南芬红铁矿选矿工艺研究

介绍了南芬红铁矿工艺矿物学特征和选矿试验研究情况,以及采用阶段磨矿—弱磁—强磁—阴离子反浮选工艺流程的扩大连选试验结果。连选试验获得品位65.84%,回收率91.13%的铁精矿,为红铁矿综合利用和选厂工业设计提供了可靠的依据。     

铁矾渣直接还原—磁选—反浮选工艺探索

采用配碳球团直接还原铁矾渣得到金属化球团,烟气回收次氧化锌和铅,金属化球团经磨矿磁选得到铁精矿Ⅰ,之后再进行浮硅抑铁反浮选得到铁精矿Ⅱ。研究表明,在碱度为2.5、配碳比为1.4、1 300℃还原30min时,金属化率达到98.47%,铅、锌挥发率分别达到86.25%和98.54%。将金属化球团磨样后在159.2kA/m时磁选效果最好,铁精矿Ⅰ品位为46.66%,铁回收率达到79.79%,经反浮选后得到品位60.30%的铁精矿Ⅱ。     

江西某铁矿回收铁的试验研究

对于磁铁矿和赤铁矿混合型石英脉铁矿,磁浮工艺是成熟的.针对该矿嵌布粒度细,品位低的特点,利用粗精矿磨矿提高磁铁矿精矿品位和浮选入选品位,在原矿铁品位22％情况下,试验获得弱磁铁精矿品位大于65％,反浮选铁精矿品位大于58％,综合铁回收率大于50％.     

铁矿选矿磁选装备现状与发展趋势

介绍了国内外尤其是国内铁矿选矿（包括磁铁矿和赤铁矿等）主要磁选设备类型及应用现状,归纳、总结了磁选设备的发展趋势,并就提高我国磁选装备水平的重要意义以及如何推动我国磁选设备的发展的措施阐述了作者的观点。     

某难选赤褐铁矿选矿试验研究

某难选赤褐铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质硫、磷、砷含量较低。为了开发利用该铁矿资源,对其进行了选矿试验研究。原矿性质分析可知,铁品位为38.79%,铁矿石中赤铁矿占77.67%,褐铁矿占12.27%。条件试验研究表明,原矿经加煤粉还原焙烧后磨矿,再进行一次粗选、一次精选、一次扫选的磁选试验,最终可获得铁品位为61.53%,回收率为75.22%的铁精矿产品。     

湖南某难选黑白钨矿中的白钨浮选试验研究

为解决湖南某黑白钨矿中以萤石为主的脉石对白钨浮选干扰较大的问题,对该黑白钨矿通过浮选先回收钼、铋硫化矿,浮选尾矿经弱磁除铁,然后弱磁选尾矿经高梯度磁选机磁选得到的非磁产品作为白钨给矿(WO3 0.33%)进行浮选,采用调整剂TT+水玻璃和新型捕收剂TAB-3进行白钨矿粗选、NT+水玻璃进行白钨加温精选、白钨加温精矿经酸浸后取得品位为72.59%WO3,WO3回收率为70.64%的白钨精矿。     

某贫赤铁矿选矿试验研究

本试验矿石属鞍山式贫赤铁矿,且含硫较高。分别采用正浮选、重选、弱磁-强磁-反浮选的试验方案进行了回收赤铁矿的试验研究,弱磁-强磁-反浮选工艺取得了较好的试验效果,获得了铁品位67.81%、含硫0.019%、回收率65.68%的铁精矿。     

内蒙古某铁矿选矿工艺试验研究

内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。     

低品位氧化铅锌矿物的浮选回收试验研究

针对山东某低品位铅锌矿,通过X射线衍射分析（XRD）和扫描电镜分析（SEM）确定铅矿物主要以白铅矿的形式存在,锌矿物主要以钙锌白云石、菱锌矿和硅锌矿的形式存在。通过试验研究了磨矿细度对铅锌回收率的影响,确定最佳磨矿细度为-0.074 mm占84%,然后添加Na2S对铅锌矿物进行硫化处理,在不添加锌抑制剂的情况下直接用丁基黄药和乙硫氮对铅矿物进行捕收,铅品位从原矿中的0.88%提高至57.11%,铅回收率达到61.17%。选铅尾矿用CuSO4对锌进行活化,然后用丁基黄药对锌矿物进行捕收,得到锌回收率为31.45%、锌品位为35.24%的锌精矿,使铅锌得到较好分离。试验结果表明,硫化作用对解离的氧化铅矿物活化作用较大,在最佳磨矿细度下,能够获得较好的回收率。