铜冶炼渣选铜尾矿还原焙烧—磁选回收铁工艺研究

以炭粉为还原剂,通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁,考察了影响铁回收效果的主要工艺参数,并通过试验验证。结果表明,在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300℃、焙烧时间1.5h、焙烧产物磨细度为-0.074mm占55%的条件下,磁选精矿(即还原铁粉)铁含量可达92.16%,尾矿铁含量可降低至3.91%,铁回收率87.65%。     

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％.     

云南某铜铅混浮尾矿回收锌铁选矿试验研究

云南某复杂多金属硫化矿含铜、铅、锌、银、铁等有价金属,针对铜铅混浮后的尾矿进行选矿试验研究。根据其矿石性质,采用“浮选选锌-弱磁选铁”的原则流程进行回收锌、铁。试验采用了绿色环保、高效的选矿药剂,获得锌品位48.07%、回收率93.90%的锌精矿;对于选锌尾矿,采用弱磁选回收其磁铁矿;试验技术指标良好,对类似性质尾矿资源再次回收利用具有重要的借鉴意义。     

某公司炼铜炉渣浮选尾矿回收铁的试验研究

为了从某公司铜炉渣浮选尾矿中有效回收铁,分析了浮选尾矿炉渣的性质,研究了直接磁选、高场强粗选抛尾及粗精矿再磨再选、低场强粗选抛尾及粗精矿再磨再选三种工艺。试验结果表明,通过上述三种工艺,铜炉渣中的铁可以有效回收。通过经济分析比较,推荐采用直接磁选方案,可获得铁品位49.85%、回收率13.02%的矿精铁。     

铜渣-生物质复合球团微波还原回收铁试验研究

铜渣中铁含量在30%~45%,高于工业可采铁矿石品位,但铜渣中的铁主要以橄榄石形式赋存,提取回收难度大。以铜渣为原料,生物质碳为还原剂,采用微波还原—磁选工艺回收铜渣中铁资源。研究表明：铜渣生物质复合球团的最佳还原工艺为：还原温度1 473 K、还原时间90 min、CaO添加量为铜渣质量的15%,磁选后铁精矿中铁的品位可达85.9%,铁回收率为89.1%。     

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.     

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%。     

红土镍矿深度还原-磁选富集镍铁实验研究

采用深度还原-磁选工艺,以煤粉为还原剂,添加氧化钙作助溶剂,在微熔化,不完全造渣的条件下,将矿石中镍和铁的氧化物还原成金属镍铁,然后经磁选方法使金属镍铁在磁性产品中得到富集.结果表明,深度还原最佳工艺条件为:还原温度1 300℃,还原时间60 min,配煤过剩倍数2.在此工艺条件下得到镍、铁质量分数分别为5.01%,22.46%的镍铁产品,镍、铁回收率分别为96.05%,79.69%.对深度还原过程研究表明,还原物料中镍和铁以金属合金颗粒形式存在,高温有利于镍铁金属相凝聚,适当延长还原反应时间有利于镍铁颗粒的还原和聚集长大,进而有利于磁选富集.     

含锌冶金尘泥特性分析及锌铁分离

为实现含锌冶金尘泥节能、环保、低碳的资源化利用，对原料进行水分、粒度、化学成分、物相组成、SEM-EDS等物理化学特性分析。结果表明：含锌冶金尘泥的水分为3.43%、水分容易脱除，颗粒大小不一、细小颗粒会聚集成团和黏附于大颗粒表面，具有回收利用价值的成分主要为锌和铁，含量分别为5.06%和29.24%,其中锌主要以ZnFe₂O₄的形式存在于细小颗粒中、铁主要以Fe₂O₃的形式存在。含锌冶金尘泥的锌铁分离试验研究表明：直接磁选和常规焙烧—磁选的锌铁分离效果均不理想，微波焙烧—磁选可以达到较好的锌铁富集分离效果；在微波焙烧温度700℃、焙烧时间10 min的条件下，磁选精矿产率为61.67%、铁含量为54.39%、锌含量为2.62%,磁选尾矿锌含量为12.15%、铁含量为9.74%,磁选精矿和磁选尾矿均能实现较好的资源化回收利用。     

温度对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原影响

对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原进行了研究。结果表明,1100℃以下时,提高温度可以显著提高球团金属化率;1100℃以上时,继续提高温度对球团金属化率影响不大。球团金属化率越高,磁选精矿铁品位越高。还原温度不仅显著影响球团的金属化率,还影响金属铁相的长大及磁选效果。因此,控制适宜的温度对高磷鲕状赤铁矿含碳球团直接还原至关重要。     

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。     

分散剂用于炉渣中回收铁的研究

阐述冶炼铜渣选铜尾矿综合回收铁的工艺研究,确定采用原矿先浮铜,尾矿经磁选得到铁粗精矿,粗精矿加入分散剂再磨再磁选铁的流程,通过分散剂种类对比实验得出NSF分散剂效果最好,3次磁选得到铁的品位52．21％,铁精矿回收率为38．09％,Si02的品位为13．2％的试验指标,实现了炉渣中铁的综合利用．     

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.     

鞍钢东部铁尾矿悬浮磁化焙烧-磁选试验

为提取和回收鞍钢东部铁尾矿中的铁,采用实验室间歇式悬浮反应炉作为磁化焙烧装置,以高纯CO和N2的混合气体作为还原性气体,考察了铁品位为26.50％的鞍钢东部铁尾矿强磁再选精矿在悬浮磁化焙烧-磁选过程中的影响因素.试验结果表明,在气体流量为800 mL/min、焙烧温度为600℃、CO浓度为25％、焙烧时间为2.5 mi...     

某铜尾矿中磁性铁与钙铁榴石综合利用试验研究

在对某铜尾矿多元素、矿物组成和铁物相分析结果基础上,针对磁性铁和钙铁榴石分别进行了磁选、重选探索试验,重-磁和弱磁-强磁联合回收工艺对比研究。结果表明:采用弱磁-强磁联合工艺,磁性铁品位65.40%、回收率11.12%,钙铁榴石精矿品位为92.88%,回收率74.12%,综合产率达到70.93%。     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52%、S 47.50%、Fe 41.02%,具有较高的回收价值。采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52%,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82%,回收率分别为76.16%、78.20%;铁精矿产率为90.48%,铁品位为65.80%,铁回收率为95.26%,指标良好,实现了氰化尾渣中金、铜、硫、铁等有价元素的高效综合回收,经济效益和社会效益显著。     

Recovery of iron and copper from copper tailings by coal-based direct reduction and magnetic separation

A technique comprising coal-based direct reduction followed by magnetic separation was presented to recover iron and copper from copper slag flotation tailings. Optimal process parameters, such as reductant and additive ratios, reduction temperature, and reduction time, were experimentally determined and found to be as follows: a limestone ratio of 25%, a bitumite ratio of 30%, and reduction roasting at 1473 K for 90 min. Under these conditions, copper-bearing iron powders (CIP) with an iron content of 90.11% and copper content of 0.86%, indicating iron and copper recoveries of 87.25% and 83.44% respectively, were effectively obtained. Scanning electron microscopy and energy dispersive spectroscopy of the CIP revealed that some tiny copper particles were embedded in metal iron and some copper formed alloy with iron, which was difficult to achieve the separation of these two metals. Thus, the copper went into magnetic products by magnetic separation. Adding copper into the steel can produce weathering steel. Therefore, the CIP can be used as an inexpensive raw material for weathering steel.     

黄金冶炼氰渣火法处理研究现状及展望

焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。     

含钴铜水淬渣还原熔炼综合回收研究

以焦炭和粉煤为还原剂,分别研究了还原温度、还原剂配入量、还原时间对渣中钴和铜的回收率的影响。实验结果表明,以粉煤为还原剂进行还原熔炼时,铜和钴的回收率较高。当还原温度为1300℃、粉煤配入量15%、还原时间1 h、石灰加入量3%~5%时,钴和铜的回收率分别为97.06%和93.42%。     

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。