微细粒赤铁矿配加SiO2直接还原试验

采用赤铁矿配加 SiO2制成的团块进行直接还原,研究了微细粒嵌布赤铁矿直接还原焙烧及其分选机理,应用 X射线衍射扫描电镜及能谱等对还原产物进行分析.结果表明,SiO2含量较低时,SiO2对微细粒嵌布赤铁矿直接还原影响较小,SiO2含量增加时,还原团块金属化率、分选指标显著降低.还原温度较高时,SiO2对微细粒嵌布赤铁矿的直接还原-分选的影响加大.采用反应活性较好的烟煤作还原剂,能提高还原过程中铁氧化物还原速率,加快铁氧化物的还原,降低 SiO2对还原-分选指标的影响.SiO2含量升高,还原焙烧产物中硅酸铁含量增加,金属铁含量减少,同时金属铁颗粒粒径也随之减小,SiO2的存在对微细粒嵌布赤铁矿直接还原有显著的不利影响,适宜的还原温度和良好的还原煤有利于改善微细粒嵌布赤铁矿直接还原-磁选指标.     

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。     

牙买加赤泥提铁实验研究

通过实验室试验,对牙买加赤泥分别进行了直接还原-磁选和磁化焙烧-磁选两种工艺方案的提铁实验研究。试验结果表明:采用磁化焙烧-磁选工艺方案,最终得到的铁精矿品位最高为31.84%,铁回收率最高57.46%;采用直接还原-磁选工艺方案,最终得到的金属化铁粉的铁品位最高34.62%,金属化率42.20%,铁回收率最高65.04%。     

赤铁矿石隧道窑直接还原助还原剂的作用及机理

对隧道窑直接还原焙烧-磁选法处理低品位难选赤铁矿石进行了探讨,重点研究助还原剂NCP的作用及机理.以煤作还原剂,质量分数为20%,CCO和NCP为助还原剂,质量分数分别为15%和5%,在焙烧温度为1200℃,焙烧时间为8 h的条件下,可以得到铁品位92.61%、铁回收率92.38%的铁精矿.利用X射线衍射和扫描电镜对助还原剂NCP的作用机理进行分析.结果表明NCP可以与原矿中石英发生反应,生成硅钠石和钠长石,破坏原矿结构,使还原性气体更易与赤铁矿接触发生还原反应生成金属铁.      

铜渣熔融还原回收铁试验研究

以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温100min的条件下对浮选尾渣进行熔融还原,焙烧后的产物破碎磨细至-0.074mm占85%,再进行弱磁选,可获得铁品位为67.47%的还原铁精矿,铁回收率为92.32%。     

拜耳法赤泥制备海绵铁影响因素分析

采用煤基直接还原烧成—渣铁磁选分离—母液溶出的方法处理拜尔法赤泥,配入自制复合助剂,进行了生产优质海绵铁的试验探讨。通过SEM-EDS、X射线等手段研究了煤基直接还原过程中金属铁晶粒长大特性,着重讨论了添加剂种类、焙烧条件及磁选参数等对金属铁晶粒长大特性的影响,自制添加剂A为优选添加剂,最佳焙烧温度为1 200℃,焙烧时间2 h,磁场强度以2 000 A/m为宜,所得产品的金属化率为92.9%,含铁品位为93.7%,铁回收率为94.42%。     

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%。     

铜渣还原磁选工艺实验研究

以浮选铜渣的尾渣为原料,对其配碳还原和磁选分离工艺进行实验研究.探究碱度、温度对铜渣还原的影响,并研究在相应条件下不同粒度对磁选产物的影响.对铜渣进行矿相分析可知铁主要以Fe3O4和铁橄榄石形式存在;焙烧温度为1 175℃、配碳量为wC/wO=1.2、碱度为R=0.4、粉碎粒度小于42μm时经还原和磁选,可得铁品位74.7%的磁性物质;对还原产物进行矿相分析后发现金属铁颗粒弥散分布在还原产物中,铜元素以冰铜的形式嵌布在金属铁颗粒中.     

高磷鲕状赤铁矿磷的存在形态及脱磷机理

 针对高磷鲕状赤铁矿石矿物结构复杂导致的脱磷困难现状,为实现深度脱磷的目的,探索矿物还原过程中磷的形态及微观脱磷过程。以铁品位为44.78%、磷的质量分数为0.92%的高磷鲕状赤铁矿为研究对象,根据其面扫描电镜及矿相结构图可知,矿物之间嵌布紧密、逐层形成鲕状结构,石英、鲕绿泥石与赤铁矿等互相包裹,磷元素集中分布在鲕粒内部的氟磷灰石中。通过对焙烧产物做扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS),对高磷鲕状赤铁矿脱磷机理进行研究。研究结果表明,当YM-1脱磷剂质量分数为16%,还原过程中鲕状结构被破坏,金属铁逐渐从鲕粒中析出聚集,脉石与铁颗粒分离明显,磷化为不同形态被脱除。磁选后尾矿、铁分离完全,磷元素几乎全部进入尾矿,添加复合脱磷剂YM-1焙烧磁选后铁精矿的铁品位为90.16%,铁回收率为91.25%,磷质量分数为0.056%,脱磷率为93.91%。铁精粉各项指标满足工业冶炼要求。     

云南某褐铁矿石选矿试验研究

主要对广西某褐铁矿进行选矿试验研究,针对该矿石铁品位相对较高,含S、P成分少的性质,采用了单一重选、磁选及氧化焙烧-强磁选和还原焙烧-弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明,采用单一摇床重选或强磁选,精矿铁品位和回收率都低,选别效果较差;采用氧化焙烧-强磁选工艺,氧化焙烧可以把原矿品位提高到57%,强磁选对提高矿石品位效果较差;采用还原焙烧-弱磁选工艺效果较好,可获得品位为59.77%、回收率为77.24%铁精矿。     

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.     

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％.     

赤泥提铁研究

加强固废资源高效回收利用是冶金工业的发展方向之一。本研究采用直接还原方法从赤泥中提取铁粉,以便于进一步提高低品位赤泥固废资源的利用率。对配煤比、焙烧温度、焙烧时间和磁选强度按照四因素三水平设计正交实验L₉(3⁴),实验发现配煤比、焙烧温度、焙烧时间、磁选强度都会影响铁粉品位、铁回收率;影响因素由强至弱顺序为焙烧温度→磁选强度→焙烧时间、配煤比;以赤泥配煤12%、焙烧温度1 100℃、焙烧时间35 min、磁场强度3 000 Oe提铁效果较好。进一步优化实验得出:以赤泥配煤12%、焙烧温度1150℃、焙烧时间30 min、磁场强度3 000 Oe效果最好:铁粉品位96.34%,铁回收率96.46%。     

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.     

西北某微细粒级难选磁铁矿选矿试验研究

西北某磁铁矿石属于典型的低品级微细粒嵌布的难选磁铁矿石。本文采用多种工艺对该类矿石进行试验,探索提高精矿铁品位及回收率的有效途径,包括阶段磨选、反浮选、尾矿强磁选、焙烧磁选、直接还原等。其中,"阶段磨选-精矿反浮选,尾矿强磁选-焙烧弱磁选"工艺获得精矿品位为60.02%、回收率为66.10%、选矿比为2.772倍的综合指标。     

铁矾渣直接还原—磁选—反浮选工艺探索

采用配碳球团直接还原铁矾渣得到金属化球团,烟气回收次氧化锌和铅,金属化球团经磨矿磁选得到铁精矿Ⅰ,之后再进行浮硅抑铁反浮选得到铁精矿Ⅱ。研究表明,在碱度为2.5、配碳比为1.4、1 300℃还原30min时,金属化率达到98.47%,铅、锌挥发率分别达到86.25%和98.54%。将金属化球团磨样后在159.2kA/m时磁选效果最好,铁精矿Ⅰ品位为46.66%,铁回收率达到79.79%,经反浮选后得到品位60.30%的铁精矿Ⅱ。     

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.     

恩施高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原的试验

 为最大限度地利用恩施黑石板地区的铁矿资源,先通过XRD、扫描电镜、金相显微镜等手段研究了它的矿相组成和结构,得知其主要成分是赤铁矿和石英,矿的显微结构以鲕粒群簇为主,鲕粒中赤铁矿与磷灰石呈环带状分布。矿相结构决定了用一般的选矿方法分离铁、磷非常困难,为此用实验室煤基直接还原法研究了还原温度、还原时间、煤种、添加剂、磁选工艺等对精矿中铁品位和铁回收率的影响规律,得到了提高还原率的合理工艺参数：以哈密煤为还原剂,焙烧还原温度1573K,还原时间40min,一段磨矿时间15min,磁场强度280kA/m。采用此工艺可使精矿产率、铁品位、铁回收率分别达到43.21%、 95.77%和92.18%,磷品位由0.76%降至0.097%。该研究为该地区高磷鲕状赤铁矿工业化的开发利用提供了依据。     

高磷鲕状赤铁矿铁磷分离试验研究

对高磷鲕状赤铁矿进行了显微结构研究,采用添加脱磷剂直接还原焙烧-磁选工艺进行了铁和磷分离试验,研究了焙烧温度、内配碳量、添加剂配比对铁、磷分离主要技术指标的影响。结果表明:磷主要以磷灰石的形态嵌布在鲕状结构中,部分与赤铁矿形成环状间层,层间的厚度变化范围在3~15μm之间;在焙烧温度1 000℃、内配碳量6%、添加剂配比10%的优化工艺条件下,通过球磨-磁选试验可得到含铁品位大于85%、含磷量在0.15%~0.20%之间的优质还原铁粉和含磷为3.5%~4%的富磷渣。     

某难选贫锰铁矿的选矿试验研究

针对安徽某难选贫锰铁矿物铁品位相对较低、嵌布粒度微细的特性,进行了磁化还原焙烧工艺实验研究。结果表明:采用还原焙烧-磁选-酸浸工艺可获得品位为58%,回收率在90%左右的铁精矿,锰的浸出率达到87%,回收率在85%左右,成功实现了锰和铁的有效分离。