还原焙烧-磁选工艺回收马拉维某钛粗精矿中的钛和铁

由于马拉维钛铁矿资源中铁和钛矿物关系复杂,用常规的重选、磁选和电选方法难以直接分离,不能选出合格的钛精矿,仅能获得低品级的钛粗精矿。本研究用MLA(矿物定量自动检测系统)和SEM(扫描电镜)等测试手段对钛粗精矿进行了工艺矿物学研究,研究结果表明,该钛粗精矿中钛赤铁矿和赤铁矿合计含量为16.33%,钛铁矿含量为79.49%,由于钛与铁呈固溶分离或氧化蚀变形成了钛赤铁矿,导致钛粗精矿中钛、铁难以有效分离,因此,采用焙烧工艺将赤铁矿还原成磁铁矿,利用磁铁矿与钛铁矿的磁性差异特征进行磁选分离,有效回收利用钛粗精矿中的铁和钛。钛粗精矿经过还原焙烧—磁选工艺处理后获得铁精矿和钛精矿,铁精矿中Fe含量为56.71%、回收率13.50%,钛精矿中的TiO2含量为49.10%、产率为65.57%、回收率为77.57%。该试验使钛粗精矿中钛铁矿与赤铁矿得到高效分离,为马拉维钛铁矿资源高效综合回收利用提供了技术途径。     

马拉维含难分离赤铁矿的钛锆粗精矿工艺矿物学及分离新技术的研究

马拉维难选钛锆粗精矿中钛矿物分布率48%左右,但由于铁、钛矿物较复杂,可回收钛矿物种类多,磁性变化大,同时存在磁性、密度与钛铁矿相似的赤铁矿及一些比重较大的磁性脉石如石榴石和角闪石等,磁选时,赤铁矿、石榴石和角闪石均会进入钛精矿中而影响钛精矿品位,因此,采用常规磁选或重选方法很难获得合格钛精矿。基于MLA技术系统工艺矿物学研究基础上,根据矿物组成及各矿物之间的特性差异,针对马拉维某海滨砂钛锆粗精矿,利用赤铁矿还原焙烧后磁性增强、以及磁性脉石与钛矿物之间有电性差的特点,采用湿式弱磁选—干式磁选（—还原焙烧—湿式弱磁选）—电选—重选联合工艺流程,可有效分离易进入钛精矿中的赤铁矿及磁性脉石。最终获得TiO2含量49.17%、回收率66.36%的钛精矿,ZrO2含量分别为65.04%、60.78%和55.79%的三个锆精矿,锆精矿合计回收率89.28%;同时综合回收了金红石、磁铁矿和稀土。本研究解决了钛锆粗精矿中钛铁矿与赤铁矿、磁性脉石矿物难分离的关键技术问题,可为该类钛锆资源的有效利用提供技术途径。     

某低品位钛铁矿选矿试验研究

某低品位钛铁矿TFe含量为10.20%、TiO2品位为4.55%,属于低铁低钛等级矿石。矿石成分简单,主要工业矿物为钛铁矿和磁铁矿,主要脉石矿物为角闪石、长石。针对该矿石,首先进行了重磁拉抛尾,获得了TFe含量为12.31%,TiO2品位为5.81%的抛尾粗精矿;抛尾粗精矿经磨矿—选铁处理后,采用"螺旋溜槽+干式磁选"工艺,获得了TiO2品位为46.17%的钛精矿产品,回收率为46.72%。实现了矿石中铁、钛矿物的高效回收。     

某难选钒钛磁铁矿选矿试验

为开发利用某钒钛磁铁矿资源,通过采集具有代表性的矿样,在矿石性质研究的基础上进行了选矿试验研究。试验结果表明:当磨矿细度为-0.074 mm 51.35%时,采用湿式弱磁筒式磁选机进行1粗1精磁选流程试验,可获得产率为24.15%,铁品位为68.73%,铁回收率为36.02%的铁精矿,实现了钛磁铁矿的有效富集和回收;针对选铁尾矿采用单一强磁、脱泥—磁化焙烧—弱磁—强磁、强磁—直接还原—弱磁工艺很难获得TiO_2含量大于47%的钛铁精矿,要实现钒钛磁铁矿资源的综合利用,仍需要先进的冶炼工艺的研发。     

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。     

风化细粒钛铁矿及伴生金红石的选矿试验研究

就云南某地风化严重的细粒钛铁矿及伴生金红石进行了选矿试验研究,在采用弱磁选—强磁选工艺不能获得理想的指标后,采用弱磁选—强磁选—还原焙烧—弱磁选—浮选—重选—酸浸的工艺流程,获得了理想产品,铁精矿品位61.08%,回收率6.23%;钛铁精矿TiO2品位49.69%,回收率87.33%;金红石精矿TiO2品位86.57%,回收率11.77%。     

基于还原焙烧的某海滨钛磁铁矿的钛铁分离

为了高效分离印尼某高铁钛、低硫磷海滨钛磁铁矿中的钛铁,实现资源的充分利用,采用直接还原焙烧-磨矿-弱磁选工艺对该试样进行了还原焙烧工艺技术条件研究,并对确定条件下的焙烧产物进行了不同磨矿细度下的钛铁分离验证试验。结果表明,添加剂NCS对铁还原和钛铁分离有促进作用;在烟煤A用量（与试样的质量比）为30%、NCS用量为11%、还原焙烧温度为1 250 ℃、还原焙烧时间为60 min、磨矿细度为-43 μm占6902%、弱磁选磁场强度为151 kA/m的情况下,可获得TFe品位为9374%、回收率为9591%、TiO₂品位为045%的还原铁粉,实现了钛铁的高效分离;钛在尾矿中的富集为后续回收钛创造了条件。     

选冶联合回收风化型钒钛铁矿试验研究

针对某风化型钒钛铁矿中铁矿物与钛矿物嵌布关系十分密切、密度和比磁化系数接近、选矿难以分离的特点, 采用选冶联合工艺进行了回收试验研究。结果表明, 利用磁选实现了钒钛铁矿物的预先富集, 对钒钛铁粗精矿进行闪速磁化焙烧拉大了铁矿物与钛矿物的比磁化系数差距, 为选矿分离创造了条件。选冶联合工艺全流程试验取得了TFe品位61.06%、V₂O₅含量1.03%, TFe和V₂O₅回收率分别为73.12%和76.43%的含钒铁精矿和TiO₂品位50.96%、回收率40.40%的钛精矿。该工艺实现了钒、钛、铁的综合回收。     

细粒难选锐钛矿化学提纯试验研究

TiO2品位为10.97％的某锐钛矿,经浮选获得品位为30.91％的粗精矿,对该浮选粗精矿进行“加碱焙烧-盐酸中和”的化学选矿试验研究.研究表明,氢氧化钠用量300 kg/t,焙烧温度500℃,焙烧时间40 min,盐酸用量l5 kg/t,中和时间10 min,对TiO2品位为30.91％的粗精矿,化学选矿可以将TiO2品位提高到67.63％,回收率为87.03％.采用浮选-化学选矿工艺能有效实现细粒难选锐钛矿的选矿,为该类矿物的开发应用提供了一种新途径.     

马钢罗河矿尾矿预富集—悬浮磁化焙烧—磁选技术研究

马钢罗河矿选矿厂铁尾矿TFe品位高达13%以上,具有一定回收价值。采用预富集—悬浮磁化焙烧—磁选工艺对罗河矿尾矿开展试验研究。结果表明:试样经一阶段磁选—磨矿—二阶段磁选,磁选混合精矿1粗2精2扫浮选流程分选后,获得的预富集精矿铁品位为29.17%、铁回收率57.91%、硫含量0.402%;预富集精矿在焙烧温度540℃、还原时间30 min、还原气体浓度60%、气体流量600 mL/min、还原剂H2与CO体积比为3∶1、焙烧产品磨矿细度-0.023 mm占95%、磁选场强159.2 kA/m的条件下,最终可获得精矿铁品位64.30%、回收率45.90%、S含量0.110%的技术指标。磁选精矿中主要铁矿物为磁铁矿,且磁性铁矿物中铁的分布率高达98.26%,脉石矿物主要为石英,含量为6.32%。悬浮磁化焙烧—磁选技术有效地回收了尾矿中的铁元素,为马钢罗河矿尾矿的开发利用提供了技术支撑。     

印尼某海滨砂矿合理选矿工艺流程的研究

对印度尼西亚某海滨砂矿进行了详细的工艺矿物学及选矿工艺流程研究。由于矿石经历风化淋滤, 各种矿物磁性范围重叠, 矿样属难选矿石。采用分级-重选-磁选-焙烧联合流程进行多次选别, 使铁、钛矿物得到了较好的分离, 在原矿含TiO₂和Fe分别为6.38%和21.91%时, 获得了铁精矿含Fe 56.27%、Fe回收率为63.95%, 钛铁矿精矿含TiO₂ 46.91%、TiO₂回收率为22.42%的技术指标。     

某重砂矿氧化焙烧-磁选提钛降铬试验研究

对某重砂矿进行了回收利用钛选矿的试验研究, 采用氧化焙烧-干式磁选工艺实现了钛精矿的提钛降铬, 最终获得TiO₂品位47.34%、Cr₂O₃含量0.28%的合格钛精矿。该研究可为高铬型钛铁矿的回收利用提供技术参考。     

某海滨砂矿的矿物学特征与选矿试验研究

在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过磁选、重选等系列试验研究,确定了某海滨砂矿的最佳选矿工艺流程及工艺指标。工艺矿物学研究表明,钛、铁共生紧密,难以分离,可作为钛磁铁矿回收利用。原矿磁选试验结果表明,采用湿法预选-磨矿-磁选流程得到的钛磁铁矿精矿:Fe品位为60.28%,回收率为76.13%,TiO2品位为12.62%,回收率为62.06%。尾矿重选试验结果表明,采用一粗一精的摇床选别流程得到的精矿:Fe品位为46.70%,作业回收率为68.45%,TiO2品位为22.02%,作业回收率为79.01%。     

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。     

甘肃某含钪低品位钛铁矿石综合利用试验

甘肃某含钪低品位钛铁矿石Fe、TiO₂、Sc₂O₃含量分别为10.20%、4.55%和55.6 g/t，磁性铁仅占总铁的17.90%，钛铁矿形式的铁占总铁的22.02%，硅酸盐形式的铁占总铁的52.05%；钛铁矿形式的钛占总钛的69.01%，钛磁铁矿中钛占总钛量的3.52%，其余的钛主要赋存在难以富集和回收的硅酸盐矿物中。磁铁矿嵌布粒度主要为0.5～0.04 mm，钛铁矿嵌布粒度主要为1~0.07 mm，二者嵌布关系密切，混杂充填在硅酸盐矿物粒间，钪主要以类质同象形式存在于深色钙镁酸盐类矿物（主要为角闪石）中。为了确定该矿石的开发利用工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，6~0 mm矿石经重磁拉选矿机预选抛出29.82%的含泥粗粒尾矿后，在阶段磨选情况下（二段磨矿细度为-0.074 mm占81%），采用1粗（135.4 kA/m）2精（119.4 kA/m和119.4 kA/m）弱磁选流程选铁，选铁尾矿采用1粗（0.7 T）1精（0.6 T）高梯度强磁选流程预富集钛，强磁选钛精矿经1粗1扫4精、中矿顺序返回流程选钛，最终获得Fe品位为60.78%、Fe回收率为13.11%的铁精矿，TiO₂品位为47.05%、TiO₂回收率为55.74%的钛精矿和Sc₂O₃品位为99.0 g/t、Sc₂O₃回收率为48.68%钪精矿。     

某低品位坡洪积型钛铁矿石选矿工艺研究

江苏某坡洪积型钛铁矿石TiO₂品位2.63%，钛铁矿嵌布粒度细，矿石矿物组成复杂，黏土含量高。为开发利用该矿石资源，在工艺矿物学性质研究的基础上，首先进行了重选预选工艺和磁选预选工艺对比试验，磁选预选工艺抛除尾矿产率大且TiO₂损失率较低。对磁选预选精矿在一段磨矿细度为-0.076 mm占60%、二段磨矿细度为-0.076 mm占90%条件下进行二阶段磨矿-阶段磁选试验，TiO₂品位由6.78%提高至14.53%；二段强磁精矿采用螺旋溜槽重选，重选精矿以硫酸为pH调整剂、草酸为抑制剂、水玻璃为分散剂、MOH为捕收剂，经1粗4精1扫闭路浮选，能获得TiO₂品位48.26%、回收率13.69%的钛精矿。因此，采用原矿强磁预选-预选精矿二阶段磨矿阶段磁选-磁选精矿螺旋溜槽重选-重选精矿浮选的联合选矿工艺，最终能获得TiO₂品位高于48%的合格钛精矿。试验结果可以为坡洪积型钛铁矿石的开发利用提供参考依据。     

某含铬钛铁矿强磁粗精矿闪速焙烧试验研究

为降低国外某钛铁矿强磁粗精矿中的铬含量，使其能用于生产氯化钛白，对其进行了闪速焙烧试验研究。冷态模拟试验确定了闪速焙烧的最佳操作气速为0.61~0.69 m/s，热态试验确定了矿样闪速焙烧的最佳焙烧温度、焙烧时间分别为800 ℃和100 s ，气体流速为0.69 m/s，焙烧产品在干式磁选磁场强度318 kA/m、滚筒转速25 r/min条件下，最终可获得精矿TiO₂品位47.18%、杂质Cr₂O₃含量0.25%、TiO₂回收率87.23%的选别指标，精矿质量符合三级钛铁矿精矿质量要求，研究结果可为含铬钛铁矿资源的合理开发利用提供技术支持。     

钛铁矿浮选精矿选矿提质试验研究

随着企业对高品质钛铁矿精矿需求的不断增长,通过选矿技术对钛铁矿精矿进一步提质降杂变得日益重要。本文针对攀枝花选钛厂产出的含TiO247.20%的钛铁矿精矿,分别采用浮选、重选及干式磁选等选矿方法进行提质降杂试验研究,结果表明,这三种工艺均能在一定程度上脱除钛精矿中的部分脉石和有害元素,可将钛铁矿精矿中TiO2品位提升至50%左右。本研究可为钛铁矿生产企业提升产品品质提供一定的参考。     

贵州观音山菱铁矿选矿试验

为有效利用贵州观音山地区的菱铁矿资源,对该矿石进行了重选、强磁选及磁化焙烧-弱磁选试验。结果表明：重选和强磁选都难以获得品位合格的铁精矿;在焙烧温度为850 ℃、焙烧时间为60 min、还原剂用量为4%、最终磨矿细度为-325目占80%、磁感应强度为150 mT的条件下,观音山菱铁矿经过磁化焙烧和两段磨矿、两段弱磁选,可以获得铁品位为64.41%、S和P含量分别为0.19%和0.024%、铁回收率为87.41%铁精矿。