悬浮磁化焙烧金矿尾矿试验研究

对潼关金矿粒级为30～180 μm的尾矿进行了悬浮磁化焙烧试验研究.试验首先分析了尾矿不同粒级的铁含量;主要研究了焙烧气氛、焙烧时间和焙烧温度对焙烧产物物相组成的影响.试验结果发现:不同粒级的尾矿中铁分布基本相同;在焙烧时间和焙烧气氛相同时,焙烧温度越高,越易达到最佳焙烧效果;随焙烧时间延长,焙烧效果先好后差;随着焙烧...     

用磁化焙烧—磁选工艺从粗铌精矿中回收铁富集铌的试验研究

针对粗铌精矿铁含量较高的特点,提出了采用还原磁化焙烧—酸浸工艺从粗铌精矿中回收铁、富集铌.以活性炭为还原剂进行磁化焙烧,用XCGS磁选管进行磁选,考察了还原温度、还原时间和激磁电流对磁选铁精矿指标的影响.结果表明,在750℃下还原45 min,粗铌精矿中的绝大部分赤铁矿被还原成磁铁矿,还原度接近理论值;还原矿在1.2A激磁电流下磁选得到铁精矿,铁品位为60.80％,收率为98.81％;磁选尾矿酸洗后,79.36％的铌留在尾矿中,Nb2O5品位达到12.46％.     

酒钢镜铁矿尾矿再选试验

酒钢选烧厂排出尾矿中尚含有25%左右的铁,具有较高的回收价值。该尾矿中铁主要赋存于赤褐铁矿中,其次赋存于菱铁矿和磁铁矿中。为了回收尾矿中的铁,以兰炭作为还原剂,对该尾矿分别进行了磁化焙烧—弱磁选和强磁选—磁化焙烧—弱磁选研究,结果表明,未经强磁选预处理时,可得到铁品位54.50%,铁回收率86.26%的最优指标,该指标与目前现场指标接近;经强磁选处理后,可得到铁品位53.96%,铁回收率80.22%的最优指标,此流程在铁品位和回收率下降不多的前提下大大减少了焙烧和后磁选过程处理量,减少了能源的损失。     

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。     

大冶铁矿强磁选精矿磁化焙烧热力学研究

磁化焙烧-磁选分离的技术路线,是解决菱铁矿含量较高的大冶铁矿尾矿中低品位难选红铁矿(w(TFe)=34%左右)的有效工艺.其焙烧工艺参数对工艺效率影响较大.对其热力学反应条件进行了分析,依靠碳酸铁的自身分解产物CO和还原气氛,大冶低品位含菱铁矿弱磁性铁矿能在弱还原气氛条件下,在10～0 s内完成整个磁化焙烧过程.磁化焙烧后,弱磁选精矿铁品位大大提高(w(TFe)》60%).     

焙烧氰化尾渣中氧化铁的磁化焙烧研究

对金精矿焙烧氰化浸金工艺产生的尾渣用煤粉作还原剂进行了磁化焙烧研究,通过对尾渣中铁的物相分析表明,尾渣中的铁主要以Fe2O3的形态存在。主要研究了煤粉的加入量、焙烧温度和焙烧时间对尾渣中铁的还原度的影响。结果表明,以煤为原料通过磁化焙烧可以获得Fe3O4,磁化焙烧的较优条件为焙烧温度750℃,焙烧时间1 h,煤粉用量为尾矿重量的10%,可以使焙烧处理的尾矿中Fe2O3的还原度达到51.7%,磁化焙烧后渣中的磁性矿中铁达到72.75%。     

赤泥磁化焙烧—磁选提铁试验研究

为了实现赤泥中铁资源的高效回收,本文以广西某地拜耳法赤泥为原料,比较"磁化焙烧—弱磁选"和"强磁抛尾—精矿焙烧—弱磁选"两种方案下焙烧温度、焙烧时间和CO体积分数对弱磁选提铁行为的影响.结果表明:经1 440 kA/m强磁抛尾预处理后,在焙烧温度为650℃、焙烧时间为50 min、总气体流量为500mL/min、CO体...     

酒钢镜铁矿尾矿中铁矿物再回收试验研究

酒钢选矿厂排出的镜铁矿强磁选尾矿铁品位约为28%,有较高的回收价值。为回收其中的铁矿物,本研究基于该强磁选尾矿工艺矿物学,对其进行反浮选—磁化焙烧—磁选试验研究。研究结果表明：该强磁尾矿经过一粗一精的反浮选试验流程,可得到铁品位为43.88%的浮选精矿,其作业铁回收率为50.93%。经过磁化焙烧后得到焙砂,焙砂进行一粗一精的磁选试验后可得到铁品位为62.37%的磁选铁精矿,其作业铁回收率为83.39%。     

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.     

复杂难选铁矿石悬浮磁化焙烧-高效分选技术

针对传统铁矿石磁化焙烧技术与装备存在焙烧产品质量差、产能低、能耗高和环境污染严重等问题,创造性提出了一种"预热-蓄热还原-再氧化"悬浮磁化焙烧新工艺。该工艺具有原料适应性广、焙烧产品质量均匀、回收率高、生产能耗低、无污染等特点,适合处理赤铁矿、褐铁矿、菱铁矿及其混合型难选铁矿石。通过多年的潜心基础研究与技术攻关,形成了非均质矿石颗粒悬浮态流动控制、蓄热式高效低温还原、铁物相精准调控与余热同步回收等一系列关键技术,建成了500 kg/h复杂难选铁矿石悬浮磁化焙烧-高效分选半工业试验平台。酒泉钢铁(集团)有限责任公司建成了165万t/a的粉矿悬浮磁化焙烧工业化生产线,为难选铁矿资源的高效利用开辟了新途径。     

Iron recovery and rare earths enrichment from Bayan Obo tailings using Coal-Ca(O H)2-NaO H roasting followed by magnetic separation

The recovery of iron and enrichment of rare earths from Bayan Obo tailings were investigated using CoalCa(OH)_2-NaOH roasting followed by magnetic separation.The influences of roasting temperature,roasting time,coal content,milling time,Ca(OH)_2 dosage and NaOH dosage on the iron and rare earths recovery were explored.The results showed that the magnetic concentrate containing 70.01 wt.% Fe with the iron recovery of 94.34% and the tailings of magnetic separation containing 11.46 wt.%rare earth oxides(REO)with the REO recovery of 98.19% were obtained under the optimum conditions(i.e.,roasting temperature of 650°C,roasting time of 60 min,coal content of 2.0%,milling time of 5 min,and NaOH dosage of 2.0%).The Ca(OH)_2 dosage had no effect on the separation of iron and rare earths.According to the mineralogical and morphologic analysis,the iron and rare earths of Bayan Obo tailings could be utilized in subsequent ironmaking process and hydrometallurgy process.     

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(SiO₂)、w(CaO)/w(SiO₂)及ZnO质量分数等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。理论研究表明,w(CaO)/w(SiO₂)的变化对炉渣熔化温度的影响与w(Fe)/w(SiO₂)不同,且w(CaO)/w(SiO₂)影响更为显著。炉渣中ZnO质量分数在6%~14%范围内增大时,炉渣的熔化温度变化较小;但当ZnO质量分数进一步增大时,炉渣的液相区逐步减小。在保证熔炼过程顺利进行的前提下,渣中ZnO的质量分数可控制在8%~10%范围内,有利于增大炉渣的液相区面积。验证试验表明,在熔炼温度为1 150 ℃、w(CaO)/w(SiO₂)= 0.3、w(Fe)/w(SiO₂) =0.8条件下,采用富氧顶吹熔炼处理硫化铅精矿搭配硫尾矿渣可顺利进行,熔炼过程金属直收率为8%,渣中铅质量分数可达49.12%,烟尘率为13.18%。     

铜渣煤基直接还原过程中的铁物相转变

摘要：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1300℃，焙烧时间30min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：1050、1100、1150℃均生成了金属铁，但还原度及TFe含量较低。1200℃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。1250℃时生成了Fe3C，但Fe2SiO4会与CaO形成低熔点矿物。1300℃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形成致密的金属铁层。     

Selective separation of iron and scandium from Bayer Sc-bearing red mud

In this study, we investigated the separation of iron and scandium from Sc-bearing red mud. The red mud object of our study contained 31.11 wt% total iron (TFe), 0.0045 wt% Sc, hematite (Fe₂O₃) and ferrosilite (FeO·SiO₂) as the main Fe-bearing minerals. The Sc-bearing red mud was treated by a novel deep reduction roasting and magnetic separation process that includes the addition of coke and CaO to extract Fe and enriching Sc from the Sc-bearing red mud. The addition of coke and CaO enhances the transformation of hematite (Fe₂O₃) to metallic iron (Fe⁰) and magnetite (Fe₃O₄) as well as the transformation of ferrosilite into metallic iron (Fe⁰). The test results show that utilizing the new process a Fe concentrate with a TFe content of 81.22 wt% and Fe recovery of 92.96% was obtained. Furthermore, magnetic separation tailings with Sc content of 0.0062 wt% and Sc recovery of 98.65% were also obtained. The test results were achieved under the following process conditions: roasting temperature of 1373 K, roasting time of 45 min, calcium oxide dosage of 20 wt%, coke dosage of 25 wt%, grinding fineness of 90% < 0.04 mm, and magnetic field intensity of 0.24 T. The major minerals in the Fe concentrate are metallic iron (Fe⁰) and magnetite (Fe₃O₄). The main minerals in the magnetic separation tailings with a low TFe content of 2.62% are CaO·SiO₂, Na₂O·SiO₂, FeO·SiO₂, Ca₃Fe₂Si₃O₁₂, CaAl₂SiO₆ and CaFe(SiO₃)₂.     

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%。     

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.      

某难选铁矿中性磁化焙烧-磁选试验研究

在中性气氛中,对以菱铁矿为主的某复杂难选铁矿石进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。试验结果表明,最优工艺条件为：焙烧温度700℃,焙烧时间60 min,磨矿细度95％-0．044 mm,粗选作业磁场强度均为151．24 kA/m,精选磁场强度39．80 kA/m。获得TFe品位55．55％,回收率720．1％的铁精矿。     

清洁无废回收利用尾矿集成化技术研究

研究了氰化提金尾矿的多元素回收利用技术和选铜尾矿浮选出的硫铁矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术。通过浮选试验和焙烧试验可以发现,在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾矿中有价值多元素的综合回收,以及在工业中实现高品位硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得品位为Pb 30.29%、回收率为70.12%的铅精矿,品位为Zn 41.19%、回收率为74.93%的锌精矿,品位为Cu 7%的铜精矿和品位为S 40%~50%的硫铁矿;在最佳硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得铁品位65%以上的铁精粉,为黄金工业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。