鄂西某鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究

鄂西某鲕状赤铁矿石中的铁品位为43.50％,其主要赋存在赤褐铁矿中,分布率离达96.38％.矿石的脉石以SiO2和Al2O3为主,含量分别为18.68％和6.54％.有害杂质硫、砷的含量低,但磷的含量高达0.91％,属于典型低硫高磷单一酸性鲕状赤铁矿石.工艺矿物学研究表明,赤铁矿颗粒嵌布粒度较细,并与脉石紧密交生,因此试验采用磁化焙烧-弱磁选-细磨脱泥-阴离子反浮选工艺流程进行探索,获得合格铁精矿产率55.95％,全铁品位61.56％,铁回收率78.90％,含磷0.24％.     

某贫赤铁矿选矿试验研究

本试验矿石属鞍山式贫赤铁矿,且含硫较高。分别采用正浮选、重选、弱磁-强磁-反浮选的试验方案进行了回收赤铁矿的试验研究,弱磁-强磁-反浮选工艺取得了较好的试验效果,获得了铁品位67.81%、含硫0.019%、回收率65.68%的铁精矿。     

鲕状赤铁矿特征及选冶技术进展

论述了鄂西高磷鲕状赤铁矿的资源状况、矿物组成、矿石结构、矿物工艺学特征,对处理、利用该类矿石存在的问题进行了分析,介绍了常用反浮选、强磁选、磁化焙烧-弱磁选、直接还原焙烧、酸浸及微生物浸出等选冶技术的现状,展望了高磷鲕状赤铁矿还原-磁选、磁选-絮凝脱泥-反浮选等选矿联合流程的发展趋势。     

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。     

磁-浮工艺在舞阳红山选厂的应用

舞阳矿业公司红山选矿厂入选赤铁矿原矿铁品位27．35％左右。根据该选厂原矿特点。结合国内其他选厂的赤铁矿选矿技术,应用磁-重-反浮选流程,获得了铁精矿品位63％以上、回收率58％以上的良好选别指标。     

难选赤铁矿浮选试验研究

研究了以FQ为捕收剂,采用正浮选流程浮选赤铁矿。考察了磨矿细度、药剂种类和用量对浮选指标的影响。闭路试验采用1粗4精2扫、中矿顺序返回流程,最终获得铁品位59.43%铁精矿,铁回收率72.74%。     

巴基斯坦某铁矿反浮选试验研究

巴基斯坦某铁矿中磁铁矿和赤铁矿的嵌布粒度细,通过磁选难以获得高品位铁精矿。为提高精矿品位,在对巴基斯坦某铁矿选矿工艺进行系统研究的基础上,确定"阶段磨矿-阶段选别"的工艺流程,全流程试验采用"两段磨矿,一段磁选抛尾,二段反浮选"方法提高精矿品位,获得了铁精矿品位为62.84%,铁回收率为70.04%的良好选矿指标。     

高磷鲕状赤铁矿焙烧-磁选-反浮选试验研究

鄂西高磷鲡状赤铁矿复杂、难选。研究表明,采用还原磁化焙烧-弱磁选-阴离子反浮选流程是最现实的选别方案,可得产率56．20％、品位TFe61．88％、回收率79．95％的铁精矿,为开发同类或类似复杂难选铁矿提供参考、借鉴作用。     

含银铁锰氧化矿石选矿工艺研究

研究了采用浮选铁—磁选锰联合工艺从内蒙古某地的含银铁锰矿石中回收赤铁矿、硬锰矿及软锰矿。试验结果表明:原矿经一次粗选、一次扫选、一次精选,获得铁品位61.79%赤铁精矿,铁回收率75.80%;铁浮选尾矿经强磁选,获得锰品位32.02%的锰精矿,锰回收率80.63%;银在铁精矿和锰精矿中的总回收率为84.60%。试验结果较为理想。     

高磷鲕状赤铁矿煤基直接还原实验

采用XRD和SEM对高磷鲕状赤铁矿矿物的组成及矿相结构进行了研究分析,根据分析结果提出采用煤基直接还原-磁选工艺处理高磷鲕状赤铁矿,并对影响该工艺的因素进行了详细的实验研究与分析。结果表明:最佳工艺条件为还原温度1 250℃、还原时间30min、碳氧比1.8及碱度0.8,在此工艺条件下,可以得到产率为47.68%、铁品位为86.51%、铁回收率为92.94%、磷的质量分数为0.18%和金属化率为92.56%的磁选精矿以及磷回收率为92.88%的尾矿。     

高磷鲕状赤铁矿直接还原法脱磷技术的试验研究

为了经济、合理地利用高磷赤铁矿资源,在掌握试验用高磷鲕状赤铁矿理化特性和微观特性的基础上,采用直接还原法进行了固态直接还原+高强度磁选和直接生产珠铁2种工艺的试验研究。试验结果表明,高温度、低碱度以及高配碳量有利于铁矿石中磷灰石还原进入铁水中,不利于磷的脱除;通过工艺参数的优化,采用固态还原焙烧-磁选工艺,高磷赤铁矿脱磷率能达到60%以上,而采用珠铁工艺,其脱磷率能够达到80%以上。为合理高效地处理高磷鲕状赤铁矿奠定理论基础和技术依据。     

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。     

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。     

高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移规律

 针对鄂西某地高磷鲕状赤铁矿进行了深度还原技术研究,考查了还原温度、还原时间、配碳系数和CaO添加量对磷迁移规律的影响。结果表明：进入铁粉中磷的品位和回收率随着还原温度的升高和还原时间的延长而升高,随着配碳系数的增大先升高后降低,并在配碳系数为2.0时达到最大;而受CaO添加量的影响较小。还原物料的XRD和SEM分析表明大部分磷被还原为单质迁移进入了铁粉中。对高磷鲕状赤铁矿深度还原过程中磷的迁移规律进行了初步探索,为进一步研究高磷鲕状赤铁矿提供了一定的理论基础。     

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.     

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The coal- based direct reduction- magnetic separation was adopted to deal with the high phosphorus oolitic hematite after the mineral composition and structure of this ore were identified by XRD and SEM, and the factors which effected the process were studied and analyzed. The results show that the optimum process condition is temperature of 1250??, time of 30min, carbon/oxygen ratio of 1. 8 and basicity of 0. 8, under this condition , the magnetic concentrate yield is 47. 68%, concentrate grade is 86. 51%, recovery rate of iron is 92. 94%, phosphorus content is 0. 18% and metallization rate is 92. 56%, the recovery rate of phosphorus of tailing is 92. 88%.     

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。     

内蒙古某铁矿选矿工艺试验研究

内蒙古某铁矿是属磁铁矿和赤铁矿混合型低品位铁矿,根据该矿性质,采用一次弱磁,阶段磨矿,二次强磁,强磁精矿反浮选工艺流程。实验最终可获得品位65.02%、回收率20.74%的弱磁铁精矿和品位58.78%、回收率29.93%的反浮选铁精矿,综合铁精矿品位为61.18%,综合回收率达到50.67%。