某鲕状赤铁矿流化床燃煤还原焙烧-磁选研究

运用小型循环流化床锅炉,针对铁品位为49.20%、磷质量分数为1.16%的湖北某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-磁选试验研究.试验结果表明,将粒径为106～150 μm的鲕状赤铁矿在700 ℃下焙烧15 min,选取磨矿后粒径在74 μm以下的颗粒质量分数为85%的焙烧矿物,运用湿式磁选管在139.22 kA/m的磁场强度下对筛选后的焙烧矿物进行磁选抛尾,可以获得铁品位为55.12%、全铁回收率为70.11%、磷质量分数为0.67%的铁精矿.研究表明,运用循环流化床局部还原性气氛高速磁化焙烧铁矿石是可行的,运用该磁化焙烧-磁选工艺流程可以达到一定的提铁降磷效果.     

河北某鲕状(菱)赤铁矿选矿试验研究

对河北某地含铁品位38.57%的鲕状(菱)赤铁矿进行了选矿试验研究,考察了该矿石的工艺矿物学特征,重点研究了采用磁选、浮选、磁化焙烧.弱磁选等选别工艺的分选效果,试验结果表明磁化焙烧-弱磁选工艺是分选此类难选铁矿石的有效方法.在温度750℃,焙烧时间80min,煤粉配比5%的最佳焙烧条件下,焙烧矿经弱磁选可以获得精矿铁品位为59.94%.回收率84.87%的良好指标,并通过XRD分析对磁化焙烧的反应机理进行了初步的探讨.     

鲕状赤铁矿选矿与脱磷技术动态

鲕状赤铁矿铁品位高、储量大,因其特殊的结构且含磷较高,成为国内外选矿技术的难点之一.对鲕状赤铁矿的选矿工艺从直接入选、磁化焙烧-磁选、深度还原3类进行了系统归纳和总结,并介绍了3类工艺的分选机理.指出直接入选能耗低,污染少,但对磨矿细度有要求,矿石泥化严重;磁化焙烧-磁选是目前处理鲕状赤铁矿行之有效的办法,精矿指标较好,但磷含量较高;深度还原法处理鲕状赤铁矿,能够进一步提高精矿指标,但能耗高、工艺复杂.此外,从物理法、化学法和微生物法3个方面评述了鲕状赤铁矿有害杂质磷的脱除,建议结合技术经济来考察和分析其脱磷效果.     

硫酸渣磁化焙烧—磁选提铁降硫

硫酸渣铁品位为55.08％,其中有害元素硫的含量为1.3％.为高效利用硫酸渣,必须提高铁含量、降低硫磷等有害元素.硫酸渣试样直接进行弱磁选,得到铁精矿品位60.54％,精矿回收率仅为54.46％,采用磁化焙烧-弱磁选的方法来进行选铁试验,通过对磁化焙烧时间、磁化焙烧温度、还原剂的质量配比等条件试验,确定了在焙烧时间40 min,焙烧温度750℃,还原剂10％的最佳焙烧条件.焙烧矿磨矿至-0.074 mm 97.02％,用弱磁选管进行磁选的最佳试验条件,在此焙烧条件下,进行一粗一精的磁选,获得了铁品位64.57％,精矿回收率86.99％,硫含量降低到0.13％.     

鲕状赤铁矿“磁化焙烧-晶粒长大-磁选”新工艺研究

基于宣龙式鲕状赤铁矿嵌布粒度极细、结构复杂等特点,进行了磁化焙烧-晶粒长大-磁选新工艺研究。在焙烧温度为800℃,煤粉配比10%,焙烧时间45min的条件下,使赤铁矿还原焙烧成磁铁矿,经过弱磁选,可得到铁精矿品位62.5%,回收率85.5%的良好选矿技术指标。通过一系列观测手段及相关理论说明,证实了磁铁矿晶粒能够长大。     

冷却方式对焙烧鲕状赤铁矿磨矿性能影响

鲕状赤铁矿有用矿物嵌布粒度细,磨矿成本高,属于典型难选铁矿石。磁化焙烧-磁选工艺是分选此类难选铁矿石的有效方法,研究了不同冷却方式对磁化焙烧矿的磨矿性能产生的影响.鲕状赤铁矿进行磁化焙烧后分别隔绝空气密闭冷却、水淬及空气中自然冷却,进行粒度筛析和磨矿试验.发现焙烧后矿石粒径变粗,从原矿的平均粒径为0.069 9mm至密闭冷却、水冷和自然冷却焙烧矿的0.088 2mm、0.084 3mm、0.087 0mm.相同磨矿条件下,原矿、密闭冷却焙烧矿、水冷焙烧矿和自然冷却焙烧矿-0.045mm含量分别为84.89%、83.89%、76.51%、77.14%.表明磁化焙烧使鲕状赤铁矿变得更为难磨,密闭冷却时磨矿效果最佳,自然冷却次之,水冷最差.     

新型捕收剂常温反浮选铁矿石的试验

以司家营铁矿磁选精矿为研究对象,采用新型改性脂肪酸类捕收剂,在浮选温度为25℃下,通过条件试验确定最佳药剂用量(粗选氢氧化钠1 500 g/t,淀粉650 g/t,石灰550 g/t,捕收剂450 g/t;精选石灰200 g/t,捕收剂450 g/t),进行一粗一精开路浮选得到精矿品位66.56%,回收率为70.64%,并经过闭路流程获得精矿品位65.79%,回收率为83.01%,尾矿品位13.58%的选矿指标.试验表明,该新型捕收剂选择性强,常温下水溶性好,解决了常规加温浮选能耗大、成本高的问题.     

高磷赤铁矿两步法生物除磷实验研究

采用嗜酸氧化硫硫杆菌(At.t)直接浸出和两步法浸出,对鄂西高磷鲕状赤铁矿(铁品位43.50%,磷含量0.85%)进行生物除磷的实验研究。结果表明:矿浆浓度为2%时,At.t菌直接浸出除磷率为62.35%,且硫含量高达28.57%;采用两步法摇床培养At.t菌,24d菌液pH值接近0.8,磷含量可降至0.15%,硫含量为1.09%;采用自行设计制作的生物反应器培养At.t菌8d,菌液pH值接近0.98,分离菌液浸出原矿12h磷含量为0.18%。对磁选精矿进行的两步法浸出表明,当矿浆浓度为3%以下时菌液的除磷效果明显。     

某铜铁矿选矿工艺研究

主要针对某铜铁矿矿石性质,研究其选矿工艺流程,最终确定选铜回路采用浮选工艺流程,浮选药剂为石灰和丁基黄药;选铁回路采用磁选工艺流程方案。最终铜精矿品位为20.53%、回收率94.50%,铁精矿品位58.54%、回收率72.30%,获得了较好的试验指标。     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc_2O_3 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明:在离析焙烧温度950℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度–0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55℃、浸出时间120 min、浸出液固比R=2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示:含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿(Fe_2O_3)转变为以金属铁(Fe)、磁铁矿(Fe_3O_4)为主的新铁物相及少量的氧化亚铁(FeO)、硅酸铁(Fe_2SiO_4);浸出渣主要成分为SiO_2、CaO、Al_2O_3,与浸出前相比较,CaO、Al_2O_3降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。