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。     

鲁南矿业公司铁尾矿深度还原—磁选提铁试验

鲁南矿业有限公司铁尾矿铁含量为19.19%,主要杂质成分为SiO2,有害元素硫、磷含量较低。该尾矿中铁主要以硅酸铁和赤褐铁矿形式存在,分布率分别为47.36%和33.10%,采用常规的选矿方法很难得到理想的铁回收指标。为了开发利用该尾矿,采用深度还原—磁选工艺进行选矿试验。结果表明:在试样用量为100g、还原助剂CaO用量为20g、还原剂用量为20g、还原温度为1100℃、还原时间为40min、还原产品磨矿细度为-0.043mm占65%、磁场强度为110kA/m时可以得到铁品位为91.48%、回收率为86.24%的铁精矿产品。     

某选铁尾矿磁化焙烧-磁选试验研究

采用磁化焙烧-磁选工艺对某选铁尾矿进行了试验研究。通过小型静态焙烧试验确定了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿粒度、磁场强度等条件的影响, 并在此基础上进行了回转窑动态焙烧条件试验和连续试验。回转窑动态连续试验结果表明: 在焙烧温度750 ℃、焙烧时间60 min、还原剂用量6%, 磨矿粒度-0.045 mm粒级占88.65%, 弱磁选一粗一精(96 kA/m)的条件下, 获得了产率74.69%、品位59.42%、回收率93.85%的综合铁精矿, 尾矿铁品位下降至10%以下。     

鞍钢某铁尾矿磁化焙烧—磁选试验研究

为了确定适宜的磁化焙烧条件,采用磁化焙烧—磁选工艺,对鞍钢某铁尾矿进行了系统的试验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气体浓度以及气体流速对磁化焙烧效果的影响,结果表明:①鞍钢铁尾矿TFe品位为14.70％,主要杂质SiO2含量为66.17％,有害元素P、S、Na的含量较少;铁尾矿中的铁主要以赤、褐铁矿的形式存在,分布...     

江西某铁尾矿磁化焙烧-磁选工艺研究

江西某铁尾矿中尚含有38.74%的铁,但98.49%以褐铁矿的形式存在。为了给该尾矿的综合利用提供技术参考,以河南平顶山某无烟煤为还原剂,对其进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。结果表明：将该尾矿在煤粉占尾矿+煤粉混合料的质量分数为5%、温度为850 ℃的条件下磁化焙烧60 min,焙烧产物在一段磨矿细度为-0.037 mm占92%、二段磨矿细度为-0.037 mm占97%、粗选场强为192 kA/m、精选场强为170 kA/m条件下经过两段磨矿、1粗2精弱磁选或两段磨矿、1粗3精弱磁选,分别可以获得铁品位为55.75%、铁回收率为78.50%和铁品位为56.24%、铁回收率为74.81%的铁精矿。     

赤泥还原焙烧磁选回收铁的试验研究

针对赤泥普遍含铁低、有价元素稀土和钪含量较高的特点,采用还原焙烧磁选工艺对原平某地铝土矿赤泥进行回收铁的试验,研究了温度、时间、还原剂用量、添加剂、磨矿细度及场强对铁精矿品位和回收率的影响.结果表明:在焙烧温度1160℃、还原时间70min及赤泥∶焦炭∶氟化钙含量为100∶8∶8、磨矿细度-0.045mm占97%、磁场强度为300mT的条件下,所得铁精矿品位63.71%、回收率83.36%,精矿中钪损失率为8.63%、RE损失率为9.55%;磁选尾渣可作为分选稀土的原料,尾渣中含铁2.56%,有利于钪和稀土的分离.     

梅山铁尾矿强磁再选粗精矿深度还原试验

由于梅山铁矿石中弱磁性铁矿物含量很高,导致梅山尾矿的铁品位较高。梅山铁矿选矿厂对该尾矿进行了强磁再选,获得了铁品位为31.80%的再选粗精矿。为获得合格的铁产品,东北大学对该再选粗精矿进行了深度还原工艺技术条件研究,结果表明,在还原温度为1 275 ℃,还原时间为60 min,料层厚度为30 mm,配碳系数为2.0,煤粉粒度为-2.0 mm情况下进行深度还原,金属化率为89.20%的还原物料经1段弱磁选可获得铁品位为80.05%、回收率为98.03%的弱磁选铁粉。     

云南某铁尾矿铁综合回收

云南某铁尾矿含铁17.11%,可选铁主要以磁铁矿的形式存在,其次是赤、褐铁矿,细度为-0.074 mm 42.51%,采用弱磁、强磁抛尾,抛尾粗精矿再磨至-0.074 mm 91%后经弱磁—摇床分选,可得到产率为11.48%,品位为59.51%,回收率为39.58%的铁精矿,可实现铁的综合回收利用。     

某浮选尾矿中铁矿物的磁化焙烧—弱磁选试验

国内某选铁厂浮选尾矿强磁选预富集精矿铁品位为30.63%,主要杂质成分SiO₂含量为40.78%,主要有害成分磷和硫含量较低,赤褐铁、磁性铁、碳酸铁分别占总铁的62.79%、17.59%、12.23%。为高效回收其中的铁,进行了磁化焙烧—弱磁选工艺研究,结果表明,试样在总气量为600 mL/min、H₂浓度为20%、还原焙烧温度为520℃、还原时间为20 min情况下的焙烧熟料铁含量升高至33.00%,铁主要以磁性铁的形式存在,试样中的赤(褐)铁和碳酸铁大部分转变为了磁性铁;该熟料在磨矿细度为-600目占87.04%、磁场强度为119.43 kA/m情况下进行弱磁选,获得了铁品位为64.12%、回收率为71.81%的精矿,较好地实现了试样中铁的回收。     

包钢选矿厂尾矿磁化焙烧-磁选回收铁的试验研究

包钢选矿厂尾矿中含有大量的铁、稀土、铌等有用资源,其中全铁品位为16.1%,主要以赤铁矿形式存在,磁化焙烧一弱磁选是回收其中铁的有效方法。对原料进行磁化焙烧及磁选条件优化试验,得到最佳的磁化焙烧条件为还原剂用量为8%、焙烧温度700℃、时间60 min,焙烧矿磨至-0.045 mm占86%,最佳的磁场强度为111.5 kA/m,在此试验基础上,进行磁化焙烧一磨矿一磁粗选一磁选柱精选全流程试验,可得到铁品位63.49%、回收率67.05%的最终铁精矿。为类似尾矿综合利用提供借鉴。     

磁化还原焙烧工艺处理贫锰铁矿的研究

以烟煤为还原剂对贫锰铁矿进行了磁化还原焙烧研究,最佳焙烧条件为:焙烧温度600~750℃,焙烧时间60 min,原矿粒度0.300~0.150 mm,还原剂粒度-0.500 mm、添加量12%~15%;焙烧料最佳浸出条件为:浓硫酸用量180 mL/kg原矿,浸出时间60min,常温浸出。在此焙烧与浸出条件下,锰的浸出率大于90%,铁溶出率小于5%,铁的回收率大于80%。     

焙烧歧化-铁屑还原浸出低品位锰矿工艺研究

采用焙烧歧化-铁屑还原法对低品位锰矿进行还原浸出, 探究了一种焙烧过程不添加还原剂、反应全过程无有害气体产生的高效浸出锰的方法, 考察了焙烧温度、酸矿比、铁矿比、液固比、反应温度、反应时间对锰浸出率的影响。结果表明, 在焙烧温度700 ℃、酸矿比1.05∶1、铁矿比0.14∶1、液固比6∶1、浸出温度50 ℃下浸出2 h, 锰浸出率达到92.63%。     

惠民高磷铁矿石还原焙烧同步脱磷工艺研究

对云南惠民地区成分复杂、嵌布粒度细、磷含量高的铁矿石进行了还原焙烧同步脱磷工艺的研究,确定了合适的还原焙烧温度和时间、还原剂和脱磷剂的添加量。试验结果表明,在煤与矿样质量比为2∶5,脱磷剂与矿的质量比为1∶2,还原时间为50 min,还原温度为950 ℃条件下的还原产物,经过磨矿-弱磁选,可获得铁品位为93.46%,磷含量为0.05%的铁精矿产品。     

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。     

新疆某选铜尾矿中铁回收试验

新疆某铜铁矿经浮选选铜后,尾矿铁品位在26%左右,由显微镜、X射线衍射分析可知金属矿物主要为赤铁矿(实际为镜铁矿),少量黄铁矿、黄铜矿、铜蓝、辉铜矿、褐铁矿等。为解决现行强磁选回收该铁资源利用率低的问题,进行了磁化焙烧-磁选工艺研究,将原矿中弱磁性的赤铁矿还原为强磁性的磁铁矿,再采用弱磁选获得了品位为58.78%,回收率89.00%的高品质的铁精矿。对实现尾矿的资源化利用,减少尾矿堆放对环境的污染有重要意义。     

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。     

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%。     

含砷、锡铁精矿煤基直接还原焙烧脱除砷锡试验研究

采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明, 砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除, 锡是在还原焙烧阶段与氯化剂反应生成易挥发的氯化物挥发脱除。综合试验结果表明, 在优化条件下, 还原焙烧-磁选得到直接还原铁产品中TFe品位及回收率均达到88%, As残余含量0.03%, Sn残余含量0.07%。     

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。