云南钛砂矿在微波场中的吸波行为和还原效应

测定了钛砂矿的吸波特性,表明钛砂矿具有良好的吸波性,据此提出了微波辐射还原云南钛砂矿的新工艺,进行了焦炭最佳配比吸波特性的测定和条件实验,探索了内配碳、复合添加剂用量、还原温度和还原时间等因素对TiO2品位的影响;确定了微波碳热还原云南钛砂矿的最佳条件为:还原温度1 150℃、还原时间1.5 h、复合添加剂用量3%、内配焦炭15%.在此条件下得到的还原产物TiO2品位为50.34%.     

金川镍弃渣铁资源回收综合利用

针对金川镍弃渣的特点,采用深度还原-磁选工艺,对其进行铁资源回收的综合利用实验研究,获得了铁品位为89.84%,铁回收率达93.21%的铁精矿.探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对产品指标和分离效果的影响.通过X射线衍射分析、光学显微分析、SEM分析、化学分析等手段确定了镍弃渣与铁精矿的物相组成和特点.     

印尼钛铁砂磁选适宜磨矿细度的研究

为更高效地开发利用印尼钛铁砂,利用X射线衍射(XRD)、激光粒度分析以及扫描电镜-能谱(SEMEDS)等研究方法,对钛铁砂的矿石性质及其细磨磁选过程进行研究。结果表明:在该钛铁砂中,铁和钛均主要以钛磁铁矿、钛铁矿、钛赤铁矿的形式存在;采用细磨、磁选方法进行选矿,磨矿细度达-0.074 mm占87.98%后,磨矿效率为平均每分钟-0.074 mm含量的增长率仅为0.913%;综合考虑磨矿成本与磁选指标,在选矿过程中,适宜的磨矿细度为-0.074 mm占72.76%,在此磨矿细度条件下,当磁感应强度为160 m T时,获得的铁精矿中铁品位为59.5%,铁回收率为95.70%,Ti O2品位为11.7%,Ti O2回收率为92.21%。     

湖北低品位钨钛多金属矿综合回收试验研究

湖北十堰低品位钨钛多金属矿原矿含Fe为25.64%,TiO2为6.22%,WO3为0.26%,铁以磁铁矿为主、钛以钛铁矿为主、钨以黑钨矿为主。采用弱磁选回收铁得铁精矿、强磁选得钛钨混合精矿、复合摇床重选分离钨钛得钛精矿和钨精矿。铁、钛、钨分选试验得出,在一段磨矿细度为-0.045 mm占95%、弱磁选磁场强度H=0.10 T、二段磨矿细度为-0.038 mm占95%、强磁选磁场强度H=1.0 T的弱磁选—强磁选—重选工艺综合条件下,得到了Fe品位为62.76%,含TiO2为0.79%,WO3为0.09%,铁回收率为56.20%的铁精矿;WO3品位为65.01%,含Fe为10.18%,TiO2为2.01%,钨回收率为49.67%的钨精矿;TiO2品位为48.10%,含Fe为21.06%,WO3为0.98%,钛回收率为71.01%的钛精矿,实现了有价金属铁、钛、钨的综合回收。     

镍渣直接还原磁选提铁试验

 通过试验对镍渣和煤粉制备含碳球团的直接还原和磁选进行了研究,考察了不同温度、碳氧比、碱度等参数随时间的金属化率变化情况,以及不同磨矿细度下的磁选结果。结果表明：碳氧比为1.2,碱度为0.5的镍渣含碳球团,在1300℃下直接还原20min后可以获得98.34%的金属化率,在该条件下还原后所得金属化球团磨矿时间从10min增加到90min,粒度小于0.074mm所占比例从46.9%增加到95.6%,磁选后精矿TFe质量分数从78.82%降低到74.01%,而磁选产率与铁回收率则分别从51.77%和79.02%增加到70.92%和89.80%。实验室结果表明,镍渣通过含碳球团直接还原磁选的方式利用其中的铁资源在工艺上是可行的。     

红土镍矿还原焙烧-磁选试验研究

论述了采用还原焙烧-磁选工艺处理含镍1.66%、全铁13.0%的红土矿。考察了配煤量、焙烧温度和焙烧时间对焙烧球团铁、镍品位及铁金属化率的影响;当焙烧温度达到1 350℃时出现粒铁。磁选结果表明,粒铁的生成有利于磁选精矿中铁、镍品位的提高,磨矿粒度越细,磁选效果越好。试验结果达到镍质量分数(含量)6.56%、全铁51.60%。     

铜渣与高炉灰共还原—磁选回收铁试验

以铁品位35.59%的山东某地的铜渣和山东、甘肃两地的四种高炉灰为原料,进行共还原—磁选回收铁工艺试验,研究了高炉灰作为共还原—磁选工艺还原剂的可行性。结果表明,焙烧体系中仅加入高炉灰时,铜渣与高炉灰共还原—磁选所得还原铁指标均较差;当加入氟化钙时,还原铁中铁品位和铁回收率均大于90%,指标较好,实现了铜渣与高炉灰中铁资源的高效回收。高炉灰种类及用量、氟化钙用量、还原温度、还原时间及磨选条件均对还原铁指标有影响,在铜渣∶G1∶氟化钙质量比为100∶30∶15、共还原温度1250℃、共还原时间60 min的条件下焙烧,然后在磨矿细度-74μm占51.87%、磁场强度80 kA/m条件下磁选,可获得铁品位和铁回收率分别为92.06%和92.65%的直接还原铁。该工艺可以为铜渣和高炉灰的综合利用提供参考。     

煤基直接还原-球磨磁选分离钒钛磁铁精矿中铁的研究

在添加硼砂的条件下进行了煤基直接还原-球磨磁选分离钒钛磁铁精矿中铁和钒钛的研究。试验中分别考查了还原温度、还原时间、磨矿细度和磁场强度对钒钛磁铁精矿的还原磨选行为的影响。结果表明,在1 050℃下还原100 min,磨矿细度为-0.045 mm占84.88%以及磁场强度800 Gs时,钒钛磁铁精矿通过还原-球磨磁选后获得的铁精粉品位高达90.32%,铁回收率达到95.20%,可用于电炉炼钢;其尾矿为富钒钛料,可用于钒钛回收利用。     

1种钛铁矿的还原实验研究

镇安某铁矿属于钛铁矿,因铁品位低,钛品位高,该矿钛铁难以分离,不能得到合理的利用。试验通过研究分析,采用煤基直接还原-磁选工艺处理矿石,能够有效地实现钛和铁的综合利用。经过加工的矿粉在煤／矿质量比为14：100,还原温度为1150℃,催化剂为3％的条件下,通过煤基还原180min,然后经过磁选可获得铁品位为76．56％、钛低于8％的铁精矿。     

红土镍矿含碳球团还原焙烧-磁选试验

为提高红土镍矿金属品位及回收率,采用含碳球团还原焙烧-磁选分离工艺对镍品位为1．45％（质量分数,余同）的红土镍矿进行了处理,研究了还原温度、配碳量、还原时间以及磁选工艺对Ni、Fe品位和回收率的影响。试验结果表明：随着还原温度和配碳量的增加,Ni、Fe品位及回收率均会增加,其中温度的影响最大,配碳量次之,时间最小。1...     

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。     

还原焙烧—磁选在黄金冶炼渣中的应用

本文以焦煤为还原剂对某矿山黄金冶炼渣进行了还原焙烧—磁选试验,分别对焦煤加入量、焙烧温度、焙烧时间、矿物磨细度以及磁场强度进行了试验。试验结果表明:矿物磨细度为-0.0045mm占74.56%,焙烧温度为1150℃,焙烧时间为60min,焦煤加入量为15%,磁场强度为60KA/m,此时可获得精铁矿中铁品位93.24%,铁回收率为82.75%的铁粉。     

转底炉直接还原铜渣回收铁、锌技术

采用转底炉直接还原工艺,将铜渣含碳球团在高温条件下直接还原得到金属化球团和高品位氧化锌粉尘,再通过熔分或磨矿磁选方式将铁回收,得到的铁产品可作为冶炼含铜钢的原料.转底炉中试结果表明:采用"转底炉直接还原—燃气熔分"流程处理铜渣,可获得TFe品位94%以上、铁回收率93%以上的熔分铁水;采用"转底炉直接还原—磨矿磁选"流程处理铜渣,可获得TFe品位90%以上、铁回收率85%以上的金属铁粉;采用两种流程处理铜渣,均可获得锌品位60.02%的ZnO粉尘.结果表明,经过转底炉直接还原,铜渣中的铁橄榄石Fe_2SiO_4和磁铁矿Fe_3O_4相转变为含有金属铁Fe、二氧化硅SiO_2和少量辉石相Ca(Fe,Mg)Si_2O_6的金属化球团,具备通过磨选或熔分进行进一步富集的条件.     

转底炉处理赤泥工艺技术

为了综合利用氧化铝冶炼产生的赤泥,探索在转底炉中直接还原赤泥、磨矿磁选获得高品位直接还原铁。通过实验室试验摸索了转底炉还原工艺参数,并在转底炉工业试验线进行了工业试验。实验室结果表明,赤泥还原后的直接还原铁(DRI)金属化率可达88.6%,磁选后的铁品位可达82.1%,磁选后的铁回收率可达88.9%。工业试验中,转底炉还原后,产品金属化率平均为69.2%,将还原后的DRI磁选获得高品位的DRI产品,磁选后DRI的铁品位为72.8%,磁选后铁回收率达到了85.2%,初步打通了在转底炉中还原赤泥、磁选的工艺路径。     

北衙金矿金银铁矿石特性与选矿回收的关系

对北衙金矿矿石矿物组成、主要矿物嵌布关系、粒度特征、元素赋存状态和工艺特性等进行分析,研究不同磨矿细度下磁选对矿物分流的内在富集规律。结果表明:金、银粒度微细,磁赤铁矿、褐铁矿和铅硬锰矿是金、银、铁的主要载体矿物,其粒度和可磨度等工艺特性具有明显差异。为综合回收金、银、铁,围绕其载体矿物先进行磁选分流,再将各产品异性化地精细分选。在磨矿细度-0.074 mm占70%条件下磁选,可获得铁质量分数62.41%、铁回收率29.49%的磁铁精矿,金、银回收率分别为22.75%、24.99%的非磁产品,59.82%的金、67.49%的银和55.71%的铁富集至强磁产品,金、银、铁分流与富集效果明显,为后续分类提取金、银创造有利条件。     

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。     

白尖铁矿可选性试验研究

白尖铁矿的矿物组成和酒钢桦树沟铁矿的矿物相同,但白尖铁矿中的菱铁矿和褐铁矿的含量都明显高于桦树沟矿,而且白尖铁矿各主要铁矿物矿物的嵌布粒度细,比桦树沟铁矿更难选。实验室中白尖铁矿的最佳焙烧条件组合为焙烧温度为700℃、焙烧时间为100 min、催化剂用量为6%时,焙烧磁选精矿品位能达到56.36%、铁回收率能达到95.18%的实验室指标,但明显差于桦树沟铁矿的实验室焙烧指标。通过酒钢竖炉投笼焙烧后白尖铁矿,在磨矿细度为-200目85%时,经过一粗两精三段弱磁流程选别试验,可获得精矿品位54.11%、精矿产率66.22%、铁回收率82.68%的选别指标,该指标明显低于桦树沟矿的焙烧磁选的选别指标。     

CaO对海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中还原气氛的影响

以铁品位为58.58%、TiO₂品位为12.04%的海滨钛磁铁矿精矿为试样,进行煤基直接还原–磁选试验。从反应产生的CO和CO₂气体组成、总反应的气化速率、CO分压值、金属化率、矿物组成等角度进行分析,查明了CaO在海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中的作用机理。研究结果表明,CaO可以提高还原剂的气化速率,促进钛磁铁矿的还原,增加CO₂气体的产生量,从而降低CO分压值。同时发现CaO可以参与固固反应,降低含钛矿物中的FeO含量,也有利于钛、铁组分的迁移和富集,促进金属铁颗粒的聚集长大。因此,添加CaO有利于通过磨矿?磁选促进钛铁分离与回收。      

Co-recovery of iron,chromium, and vanadium from vanadium tailings by semi-molten reduction–magnetic separation process

A co-recovery process used to extract iron, chromium, and vanadium in the form of chromium–vanadium-bearing metallic iron from vanadium tailings via a semi-molten reduction-magnetic separation method was investigated. The effects of the reductant (carbon) dosage, temperature, and time on the recovery rates of iron, chromium, and vanadium were studied. The phase compositions, microstructures, and micro-constitutions of the reduced samples, products, and byproducts were analysed using X-ray powder diffraction, SEM and EDS. As the reduction temperature increased, the recovery of iron, chromium, and vanadium improved. When the carbon dosage was increased from 8 to 11%, the recovery enhanced; however, the recovery deteriorated with carbon dosage of over 11%. Under optimum conditions, two products were obtained, namely a primary product consisting of chromium–vanadium-bearing metallic iron, where the recovery rates of iron, chromium, and vanadium were over 98, 82, and 65%, respectively, and a byproduct consisting of titanium-bearing slag, where the titanium yield was approximately 68%. The co-recovery process exerts a significant influence on the recovery of valuable metals and the minimisation of hazardous materials for clean utilisation of vanadium tailings.     

Iron Extraction From Oolitic Iron Ore by a Deep Reduction Process

 A laboratory experiment was carried out to extract iron from oolitic iron ore by a deep reduction and magnetic separation technique. The raw coal with fixed carbon of 66.54% was used as the reductant. The iron was successfully extracted from the oolitic iron ore which otherwise is nearly impossible to be separated due to its extremely fine-grain and mosaic nature. The results showed that an iron recovery rate of 90.78% and an iron content of 92.53% of iron concentrate could be obtained by such a technique. The optimized roast temperature is 1200 ℃ and time is 60 min. The subsequent magnetic separation was performed by using a magnetic field intensity of 111 kA·m-1 and a grinding fineness less than 45 μm of 96.19% for the sintered product.