稀土尾矿“一步法”焙烧及弱磁选分离铁和稀土的研究

对包头稀土弱磁尾矿添加煤、Ca(OH)_2和NaOH,进行了一步法焙烧—弱磁选回收实验研究,考察了焙烧温度、焙烧时间对弱磁尾矿磁化率的影响以及磁场强度、矿浆流速、矿浆浓度对磁选产品的回收率和品位的影响。研究发现,在焙烧温度650℃,焙烧时间60 min,粗选磁场强度160 m T,精选磁场强度100 m T,矿浆流速0.80 cm/s,矿浆浓度液固比25∶1条件下,可以从全铁品位14.10%,稀土品位9.45%的稀土弱磁尾矿中获得全铁品位57.10%、回收率为70.44%的磁选精矿,REO品位12.27%、回收率为95.92%的磁选尾矿。     

镍红土矿酸浸渣生物质磁化焙烧-磁选回收铁精矿试验研究

研究了生物质磁化焙烧-磁选处理镍红土矿酸浸渣的试验过程,讨论了各因素对磁化焙烧效果的影响。试验结果表明:在焙烧温度800℃、焙烧时间60 min、生物质还原剂质量分数为25%、磁场强度为140 kA/m的条件下,酸浸渣中铁的回收率达到95.41%,磁选精矿铁品位达到63.06%,硫含量降低为0.12%,符合高炉炼铁所需铁矿的标准。     

温度对红土矿球团直接还原的影响

在还原时间90min、氧化钙配比10%、复合剂配比11%、还原碳配比5%的条件下制成球团进行焙烧、磁选。考察球团还原过程温度的变化对球团产生镍铁颗粒金属化率和镍品位的影响。结果表明:还原的最佳温度1 200～1 250℃,此温度下镍的金属化率达到89%以上、铁的金属化率85%以上。镍的品位达到5%。     

高铁氧化铝赤泥中铁回收技术研究

以高铁氧化铝赤泥为对象进行还原焙烧-磁选试验研究,从铁氧化物还原理论出发,分析其在还原气氛下的行为特点,重点研究了在不同种类添加剂类别及用量情况下,赤泥中铁氧化物还原效果及还原后的金属铁与其它非磁性成分分离效果。最终试验结果表明,实验条件为添加6%碳酸钠、6%硫酸钠时(还原条件:焙烧温度1 050℃、焙烧时间60 min、还原介质为褐煤),焙烧矿中铁的金属化率为90.16%,在一定条件下经磨矿磁选后铁精矿全铁品位为90.21%,铁回收率达到94.86%。     

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。     

褐铁矿型红土镍矿磁化焙烧—弱磁选试验研究

本研究以生物质锯末为还原剂,采用磁化焙烧—弱磁选工艺对褐铁矿型红土镍矿生产铁精矿进行试验研究,确定了还原焙烧—弱磁选工艺的最佳工艺条件。研究结果表明:在粒径-0.074mm的红土镍矿质量分数占85%~90%、锯末用量为红土镍矿质量分数的17.5%、焙烧温度850℃、焙烧时间20min、冷却方式为水冷、弱磁选磁场强度为1 400Gs条件下,镍、铁回收率分别为83.14%和54.8%,精矿中Ni、Fe品位分别达到1.486%和60.75%,达到了钢铁对铁精矿成分的要求。     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究.结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标.最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min.在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿.用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究.发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

含锌除尘灰锌铁分离研究

摘要：含锌除尘灰是钢铁厂重要的固体废弃物,属于危废,为了探索妥善解决该种危废的方法,模拟回转窑工艺对国内某钢厂含锌除尘灰进行焙烧 磁选锌铁分离研究,研究不同焙烧温度、时间以及不同内配C含量对焙烧矿金属化率、脱锌率以及对磁选后精矿铁品位、Fe回收率的影响。结果表明,在C质量分数为12%、焙烧温度1100℃、焙烧时间60min的条件下,得到铁品位53.45%、金属化率91.95%、脱锌率99.05%的焙烧物料,挥发物中ZnO质量分数高达95.04%。焙烧物料经过磨矿磁选后可得到铁品位91.30%,Fe回收率82.37%的金属铁粉。     

含锌除尘灰锌铁分离研究

含锌除尘灰是钢铁厂重要的固体废弃物,属于危废,为了探索妥善解决该种危废的方法,模拟回转窑工艺对国内某钢厂含锌除尘灰进行焙烧-磁选锌铁分离研究,研究不同焙烧温度、时间以及不同内配C含量对焙烧矿金属化率、脱锌率以及对磁选后精矿铁品位、Fe回收率的影响。结果表明,在C质量分数为12%、焙烧温度1 100℃、焙烧时间60 min的条件下,得到铁品位53.45%、金属化率91.95%、脱锌率99.05%的焙烧物料,挥发物中ZnO质量分数高达95.04%。焙烧物料经过磨矿磁选后可得到铁品位91.30%,Fe回收率82.37%的金属铁粉。     

赤泥还原烧结回收铁和氧化铝工艺研究

对某拜耳法赤泥提出还原烧结工艺,研究烧结温度、时间、焦炭量、钙比、碱比、球磨时间、磁选强度等因素对氧化铝、铁回收率及磁选精矿全铁品位的影响.在适宜的烧结条件下,氧化铝回收率可达83.77％,铁回收率为82.53％,磁选铁精矿全铁品位为64.08％.     

贫赤铁-黄金尾渣悬浮态磁化焙烧选矿试验

针对河南黄金尾渣中低品位、难选的赤铁矿,采用悬浮态磁化焙烧-磁选工艺和阶段粉磨-磁选工艺流程对该黄金尾渣进行选矿试验,并取得了良好的效果:原矿铁品位只有27.30％,在焙烧温度750～850℃、焙烧时间2～3 s的煤基直接还原和一定的粉磨-磁选条件下,获得铁品位56.05％、回收率77.51％的铁精矿.分析了影响焙烧磁选的主要因素.     

红土镍矿选择性还原焙烧过程中的相变转化

针对传统选矿方法难以回收低品位红七镍矿中有价金属镍的问题,采用选择性还原焙烧法研究了不同焙烧温度以及不同焙烧时间条件下红土镍矿(Ni品化为1.49%)中发生的微观结构变化以及相变转化.通过X射线衍射、扫描电镜及X射线能谱分析等测试手段分析表明,在不同焙烧温度及不同时间条件下经选择性还原后的红土镍矿中,镍氧化物逐渐被还原成镍铁合金相,铁氧化物主要转变成浮氏体相,硅酸盐主要以橄榄石形式存在.最后通过还原焙烧磁选试验证实,还原剂为烟煤,添加剂为NCS,两者用量分别为原矿质量的2%和7%,在1200℃条件下焙烧50min,磁选分离得到镍铁产品中镍品位为9.78%,镍的回收率为92.06%,镍铁回收率差为62.51%,实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原.      

酒钢尾矿制粒磁化焙烧试验研究

酒钢本部尾矿坝现堆存铁品位21%~24%的尾矿约7 000万t,为使尾矿中的铁资源得以回收利用,开展了酒钢尾矿制粒-磁化焙烧-干选抛废-磨矿磁选试验研究,结果表明,在煤粉与矿样的质量比为1.5%,焙烧温度为810℃,焙烧时间为30 min,焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占80%,弱磁选磁场强度为125 m T条件下,可获得铁品位为56.13%、铁回收率为72.87%的铁精矿。     

某褐铁矿磁化焙烧-磁选工艺的探讨

通过对某复杂褐铁矿进行磁化焙烧-磁选工艺条件的研究,在最佳焙烧温度750℃,焙烧时间50min,还原剂用量7％的磁化焙烧条件下,采用探索实验流程获得了铁精矿品位56．59％,铁回收率为74．60％的良好指标,对开发同类型矿石具有借鉴意义。     

低品位褐铁矿的磁化焙烧

针对河北宣化某难选褐铁矿石,采用SEM和XRD对原矿物性结构及成分进行了分析,并运用磁化焙烧-磁选工艺进行了实验研究并对磁化焙烧-磁选工艺参数进行了优化。物相分析结果表明,该褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,SiO2含量高,运用常规的选矿方法难以分选提纯。实验结果表明,磁化焙烧-磁选工艺可以较好地完成该铁矿石的提纯。对该褐铁矿原矿在焙烧温度为950℃,焙烧时间为15min,配煤量为5%,焙烧矿粒度为150μm和磁场强度为60mT的条件下,可以得到精矿产率为43.68%,铁精矿品位为53.98%,铁回收率83.91%,wSiO2为13.9%的良好指标。     

梅山铁矿尾矿选矿工艺研究

为了提高资源利用率,开展了梅山铁矿尾矿选矿工艺研究.针对品位低、粒度细、难选别的特性,共进行了6个工艺流程的试验.结果表明采用筛分-强磁-磁化焙烧-弱磁粗选-磨矿-弱磁工艺,精矿指标最优:铁品位58.02%、产率12.55%、回收率39.32%.结合梅山选矿实践,优化出强磁精矿作水泥添加剂、强磁精矿配矿销售、磁化焙烧、强磁重选等4个供选择的实施方案,初步经济评估表明磁化焙烧工艺可得到合格铁精矿9万t,经济效益最大.     

赤褐铁矿磁化焙烧矿物组成和物相变化规律

磁化焙烧—磁选工艺是有效处理难选弱磁性氧化铁矿的最有效方法之一,所得到的铁精矿性质与天然磁铁矿性质具有较大的差别。反浮选结果表明,人工磁铁矿和天然磁铁矿在浮选性能方面具有较大的差异,采用XRD(X-ray diffraction)、显微镜测试技术观察磁化焙烧矿物组成和物相变化,原矿中硅以碎屑石英和硅质泥岩形式存在,焙烧后有部分硅质泥岩,还有部分石英是被铁矿包裹,分布较原矿分散,即磁化焙烧形成的磁铁矿有一定的包裹、充填和浸染现象,具有不完整的晶体结构,分布分散,矿石内部组织结构的不均匀程度增加。原矿有用矿物主要以Fe2O3形式存在,脉石矿物主要是石英;焙烧后铁矿物的赋存由Fe2O3转变成Fe3O4为主,并掺杂Fe2O3,FeO,Fe,矿物组成发生变化,矿物不均匀性增强。焙烧物中还出现高铁橄榄石和铁硅酸盐峰,一部分橄榄石和硅酸盐矿物进入反浮选精矿,造成铁损失。     

白尖铁矿可选性试验研究

白尖铁矿的矿物组成和酒钢桦树沟铁矿的矿物相同,但白尖铁矿中的菱铁矿和褐铁矿的含量都明显高于桦树沟矿,而且白尖铁矿各主要铁矿物矿物的嵌布粒度细,比桦树沟铁矿更难选。实验室中白尖铁矿的最佳焙烧条件组合为焙烧温度为700℃、焙烧时间为100 min、催化剂用量为6%时,焙烧磁选精矿品位能达到56.36%、铁回收率能达到95.18%的实验室指标,但明显差于桦树沟铁矿的实验室焙烧指标。通过酒钢竖炉投笼焙烧后白尖铁矿,在磨矿细度为-200目85%时,经过一粗两精三段弱磁流程选别试验,可获得精矿品位54.11%、精矿产率66.22%、铁回收率82.68%的选别指标,该指标明显低于桦树沟矿的焙烧磁选的选别指标。     

Beneficiation of High-Aluminium-Content Hematite Ore by Soda Ash Roasting

High-aluminium-content iron ore is one of typical intractable iron ores, and magnetic separation and floatation processes are found impracticable to remove alumina from the ore effectively. In this article, a new process, roasting with addition of soda followed by leaching, is developed to remove aluminium from the ore. Results show that Al₂O₃ content decreases from 8.16% in raw ore to 2.13% in iron concentrate, and total iron grade increases from 48.92 to 63.21% when the ore is roasted at 1000°C for 15 min with the addition of 14.0% (wt.) sodium carbonate. Mechanisms of aluminium–iron separation were studied by using XRD, SEM, and thermodynamic methods, and it is shown that aluminium is transformed into sodium aluminosilicate, sodium aluminate, and corundum during roasting; sodium aluminate is able to be leached by water, so is sodium aluminosilicate by dilute acid solution, while corundum remains in the iron concentrate.