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...     

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。     

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。     

安徽褐铁矿的磁化焙烧-磁选工艺

针对安徽某低品位褐铁矿石,采用磁化焙烧-磁选工艺进行了实验研究,对该矿的原矿进行了岩相分析,并对磁化焙烧-磁选工艺参数进行了优化.结果表明,该矿属低磷硫的低品位褐铁矿,褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,结晶水含量高,属难选矿石.对铁品位48.01%的原矿,在850℃、内配煤5%(质量分数)的条件下,磁化焙烧15min,焙烧矿磁化率达到最佳值,褐铁矿几乎全部转化为磁铁矿,这由X射线衍射结果证实.该褐铁矿通过磁化焙烧-磁选工艺可获得品位62.94%、回收率87.99%的铁精矿.     

磁化焙烧-磁选含铁氟碳铈粗精矿研究

某氟碳铈型稀土粗精矿中铁含量较高（全铁3%~10%）、稀土氧化物（REO）含量偏低,约占50%~60%,水分为6.5%;经工艺矿物学分析表明,粗精矿中铁元素主要以弱磁性的赤（褐）铁矿的形式存在,且部分铁矿物与氟碳铈矿解离不彻底,难以直接采用磁选方法与氟碳铈矿分离,因此采用磁化焙烧-磁选工艺提高REO品位。磁化焙烧热力学分析表明,在磁化焙烧过程中,氟碳铈矿发生分解反应,不会与铁氧化物发生反应;当温度高于626.85 ℃时,水会与碳发生水煤气反应产生CO和H2,即水分的存在有利于铁氧化物的还原。含水的稀土粗精矿在还原温度为650 ℃、还原时间为30 min和还原剂用量为2%的条件下,磁化焙烧的还原度为41.59%;经过一次粗选、再磨再选的工艺,精矿REO品位和回收率分别为68.53%、96.59%,铁粉的铁品位和回收率分别为68.56%、80.38%。该工艺的应用既提高了精矿REO和铁精矿品位,又省去了干燥作业。     

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%).     

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。     

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.     

中国锰矿供需现状及可持续发展建议

锰铁矿石是锰、铁选冶的重要原料,由于类质同象及微细粒嵌布等因素影响,锰与铁难以实现高效分离并综合利用. 针对高铁低锰矿石制定了氢基矿相转化–磁选工艺流程,并考察了焙烧温度、焙烧时间、还原气体体积分数及总气量对锰铁分离及二价锰转化率效果的影响. 结果表明,在焙烧温度660 ℃、CO与H₂体积比1∶3、焙烧时间30 min、还原气体体积分数60%、总气量500 mL·min^–1、磁场强度8.51×10⁴ A·m^–1的条件下,可获得铁品位55.24%、回收率91.07%的铁精矿及全锰品位34.80%、回收率77.11%、二价锰转化率88.79%的锰精矿. 化学成分分析、X射线衍射(XRD)分析、扫描电子显微镜-能谱分析（SEM-EDS）均表明锰矿物与铁矿物实现了有效的分离,原矿中的主要金属矿物褐铁矿、软锰矿转化为磁铁矿、金属铁和方锰矿,二氧化硅等脉石矿物主要富集在锰精矿中. 研究表明,通过控制氢基矿相转化工艺条件,锰精矿中二价锰含量显著提高,铁矿物和锰矿物可实现高效分离,且实现了原矿石全组分利用及无尾选矿的目的. 氢基矿相转化技术为高铁低锰矿石的清洁高效利用提供了新方法,有望实现铁锰矿物高温还原过程的异步转化和同步分离,达到“源头减量、高效转化、精准回收”的目标,实现良好的经济效益和社会效益.     

Preparation of metallic iron powder from red mud by sodium salt roasting and magnetic separation

Red mud has become one kind of the most hazardous solid waste. In order to recover iron from red mud, the technology of sodium salt roasting and magnetic separation was developed. During the reduction roasting, additives (Na₂SO₄ and CaO) reacted with SiO₂ and Al₂O₃ of red mud, forming NaO?Al₂O₃?2SiO₂, 2CaO?Al₂O₃?SiO₂, 12CaO?7Al₂O₃, CaO?Al₂O₃ and 2CaO?SiO₂, which ameliorates the separation between iron and alumina during magnetic separation. Meanwhile, sodium sulphate also improved the growth of iron grains, increasing the iron grade and iron recovery. The metallic iron powder obtained contained 90·28 wt-%TFe (representing a metallisation degree of 94·87 wt-%) at 92·14 wt-% iron recovery under the optimum conditions, which can be briquetted as a burden material for steel making by electric arc furnace to replace scrap.

La boue rouge est considérée comme l’un des déchets solides les plus nocifs. Afin de récupérer le fer de la boue rouge, on a développé la technologie du grillage au sel de sodium et de la séparation magnétique. Lors du grillage réducteur, les produits d’addition (Na₂SO₄ et CaO) réagissent avec le SiO₂ et l’Al₂O₃ de la boue rouge, formant le NaO?Al₂O₃?2SiO₂, le 2CaO?Al₂O₃?SiO₂, le 12CaO?7Al₂O₃, le CaO?Al₂O₃ et le 2CaO?SiO₂, ce qui améliore la séparation entre le fer et l’oxyde d’aluminium lors de la séparation magnétique. Pendant ce temps, le sulfate de sodium a également amélioré la croissance des grains de fer, augmentant ainsi la qualité du fer et sa récupération. La poudre de fer métallique obtenue contenait 90·28% en poids de FeT (représentant un degré de métallisation de 94·87% en poids), avec une récupération de fer de 92·14% en poids en conditions optimales, qui pouvait être mis en briquettes comme matériau de lit de fusion pour la production de l’acier au four électrique à arc pour remplacer la ferraille.     

实验用磁性铁分离装置的设计及其在铁矿石磁性铁测定中的应用

磁性铁含量的测定是铁矿勘查中的基本分析项目之一。以往常采用手工磁选法对磁性铁分离后再进行测定,但手工磁选法不仅容易出现清洗不彻底或由于水流难以控制使磁性铁流失等现象,而且各实验室采用的永久磁铁规格不统一也会导致测定结果的重现性较差。实验自主设计了由框架、传动及淋洗系统3大部分组成的磁性铁分离装置,不仅提高了分离效率,还可一人对多个样品同时操作。对该装置应用于磁性铁分离时的条件进行了单因素和正交试验,并将其应用于铁矿石中磁性铁含量的测定。结果表明,磁性铁分离装置对磁性铁分离的最佳条件是磁场强度为80Gs,水流速度为30mL/min,翻转速度为70r/min,淋洗时间为3min;样品中磁性铁的含量对测定结果的影响较小。采用实验方法对铁矿石物相成分分析标准物质中磁性铁含量进行测定,结果的相对标准偏差(RSD,n=8)为0.80%和1.0%。采用实验方法对2个铁矿石实际样品进行测定,测定结果与标准方法 YS/T 1047—2015基本吻合。     

实验用磁性铁分离装置的设计及其在铁矿石磁性铁测定中的应用

磁性铁含量的测定是铁矿勘查中的基本分析项目之一。以往常采用手工磁选法对磁性铁分离后再进行测定,但手工磁选法不仅容易出现清洗不彻底或由于水流难以控制使磁性铁流失等现象,而且各实验室采用的永久磁铁规格不统一也会导致测定结果的重现性较差。实验自主设计了由框架、传动及淋洗系统3大部分组成的磁性铁分离装置,不仅提高了分离效率,还可一人对多个样品同时操作。对该装置应用于磁性铁分离时的条件进行了单因素和正交试验,并将其应用于铁矿石中磁性铁含量的测定。结果表明,磁性铁分离装置对磁性铁分离的最佳条件是磁场强度为80Gs,水流速度为30mL/min,翻转速度为70r/min,淋洗时间为3min;样品中磁性铁的含量对测定结果的影响较小。采用实验方法对铁矿石物相成分分析标准物质中磁性铁含量进行测定,结果的相对标准偏差(RSD,n=8)为0.80%和1.0%。采用实验方法对2个铁矿石实际样品进行测定,测定结果与标准方法YS/T 1047—2015基本吻合。     

Recovery of boron from high-boron iron concentrate using reduction roasting and magnetic separation

The comprehensive utilization of abundant high-boron iron concentrate is of particular significance to China,and the high-boron iron concentrate has not yet been utilized as a source for boron at an industrial scale due to its complex mineralogy and fine mineral dissemination.An innovative method was proposed for recovery of boron and iron from high-boron iron concentrate by reduction roasting and magnetic separation.The effects of reduction temperature and roasting time were investigated and their optimum conditions were determined.The mineralogical changes during roasting were characterized by X-ray diffraction(XRD)and scanning electron microscopy(SEM).The results showed that the pyrrhotite(FeS)contained in the high-boron iron concentrate and the new-formed FeS-Fe solid solution softened or melted at high temperatures owing to their low melting points,and then decreased the metallic iron ratio and accelerated the growth of metallic iron particles.Meanwhile,the magnetite and szaibelyite were converted into metallic iron and suanite,respectively.Consequently,boron was readily enriched into the non-magnetic product and the metallic iron was aggregated to the magnetic concentrate by magnetic separation.Boron recovery of 88.6% with corresponding B_2O_3 content of 14.5% and iron recovery of 95.1% with an iron grade of92.7% were achieved when high-boron iron concentrate was reduced at 1 125°C for 150 min.Besides,the boron reactivity of the boron-rich non-magnetic product was up to 80.8%.     

Recovery of metallic iron from high phosphorus oolitic hematite by carbothermic reduction and magnetic separation

Abstract

This study aims to provide theoretical and technical basis for economical and rational use of high phosphorus oolitic hematite. Following physical, chemical and microscopic characterisation of high phosphorus oolitic hematite ore the feasibility of separation of phosphorus and metallic iron by reduction roasting and magnetic separation process were investigated. The results indicate that such a process is a feasible and efficient method for iron and phosphorus separation of high phosphorus oolitic hematite. The recovery of metallic iron and dephosphorisation rate is relatively low without additives but is significantly improved by appropriate CaO and Na₂CO₃ addition. With 8%CaO and 3%Na₂CO₃ the recovery of metallic iron and dephosphorisation rate reach 95.1 and 94.0% respectively.     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA·m^-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.