还原焙烧赤泥-综合回收铁铝研究

通过单因素试验系统研究了还原焙烧赤泥过程中各因素对铁铝回收效果的影响。结果表明, 控制配碳质量比15%, 在焙烧温度800 ℃、钙硅比2.6、碱比1.5条件下焙烧60 min, 通过氢氧化钠调整液浸出铝和磁选回收铁, 铝溶出率达到83.8%, 铁回收率在95.0%以上, 铁精矿品位62.0%左右。磁选尾矿钪含量约为200 g/t, 满足工业利用要求。     

添加剂活化赤泥磁化焙烧-弱磁选回收铁

为查明添加剂对赤泥磁化焙烧-弱磁选回收铁的影响,以某高铁高铝赤泥为研究对象,研究了焙烧、磁选制度对铁回收率的影响。结果表明,白云石和磷石膏对铁的回收无明显作用,而硫酸钠活化作用明显。较佳实验条件为：硫酸钠用量10%、焙烧温度650℃、焙烧时间90 min、总气体流量500 mL/min、CO体积分数30%、焙砂磨矿细度-0.045 mm粒级占比65%、磁场强度68.8 kA/m,此时可获得TFe品位和回收率分别为60.65%和94.01%的磁铁精矿。热力学分析结果表明,在研究温度范围内,白云石与磷石膏均有利于铁橄榄石的分解,而对铁尖晶石的分解不起作用,硫酸钠则可同时促进二者的分解。     

低铁拜耳法赤泥中回收铁的实验研究

以氧化铝厂产生的拜耳法赤泥为原料, 以煤粉为还原剂, 采用还原焙烧-磁选法回收赤泥中的铁。研究了焙烧温度、焙烧时间、煤粉量、添加剂用量及磁场强度等因素对实验结果的影响, 得到最优条件为：CaO/SiO₂比0.5、煤粉添加量15%、1 000 ℃下反应60 min, 磁场强度0.187 5 T(2.5 A)下磁选, 铁回收率达到80.78%, 精矿中铁品位为44.85%, 原料中68.34%的镓进入磁性物质中。     

七宝山铁尾矿还原焙烧—弱磁选回收铁试验

江西七宝山铁尾矿成分复杂,铁品位达38.74%,主要铁矿物为针铁矿。为了高效回收其中的铁,采用还原焙烧—弱磁选工艺进行了试验研究。结果表明:提高煤粉添加量、延长焙烧时间、提高焙烧温度均有利于提高还原焙烧产物中铁的金属化率和金属铁粉的指标;在煤粉添加量为15%,还原焙烧温度为1 250℃,还原焙烧时间为60min,焙烧产物磨至-325目占58.80%,弱磁选磁场强度为88 kA/m情况下,可获得铁品位为88.80%、铁回收率为92.28%的金属铁粉。还原焙烧产物的微观分析表明:在还原焙烧初期,焙烧产物中生成了大量微细粒铁颗粒,随着还原焙烧时间的延长,细小的铁颗粒不断兼并、集聚,60 min后铁颗粒不再明显集聚、长大;随着还原温度的提高,焙烧产物中的铁颗粒显著长大,在1 250℃情况下,铁颗粒长至100μm左右;长大的铁颗粒中包裹细小脉石颗粒是造成金属铁粉铁品位难以进一步大幅度提高的主要原因。     

拜耳法赤泥直接还原—磁选试验

针对拜耳法赤泥进行了直接还原—磁选试验,考查了直接还原温度、直接还原时间、还原剂用量、CCO用量、NCC用量对粉末铁品位和铁回收率的影响,经过正交试验得到各个因素的最佳水平,在直接还原温度为1 200℃,直接还原时间为2.5h,煤用量为30％,CCO用量为15％,NCC用量为3％的条件下得到了铁品位为91.34％、铁回收率为88.36％的粉末铁.     

高炉灰与赤泥共还原—磁选回收铁试验研究

高炉灰与赤泥均为含铁的工业固体废弃物,直接堆存不仅严重污染环境,还造成资源浪费。为了综合回收利用高炉灰和赤泥,以拜耳法赤泥为原料,分别添加山东高炉灰(SG)、河北高炉灰(HG)和甘肃高炉灰(GG)为还原剂,验证高炉灰与赤泥共还原—磁选回收铁工艺的可行性。结果表明,高炉灰与拜耳法赤泥共还原—磁选工艺能够实现铁资源的回收,添加不同种类的高炉灰得到的还原铁指标差异较大,SG为还原剂时得到的还原铁指标较好,HG次之,GG最差;还原温度、还原时间及磨矿细度均对还原铁指标有影响,添加30%的SG为还原剂,在还原温度1 200℃、还原时间60 min、磨矿细度为-74μm占62%的条件下进行高炉灰与赤泥共还原—磁选回收铁试验,最终获得铁品位92.05%、铁回收率为92.14%的直接还原铁。产品的铁品位及铁回收率均大于90%,指标较优,试验结果可以为高炉灰与赤泥的综合利用提供参考。     

分段还原—磁选法回收赤泥中的铁

以拜耳法赤泥为原料,首先采用氢气预还原,再配碳进行二次还原,最后磁选。探究了还原过程中氢气流速、还原温度、配碳量、保温时间等因素对还原铁粉回收率和品位的影响。结果表明,在赤泥与碳酸钠质量比为100∶5、氢气流速2600 mL/min、温度1000℃、保温时间120 min、碳粉与一次还原后的赤泥质量比为1∶5的条件下,可得到品位为93.19%、回收率为79.53%的还原铁粉。产品可直接用于粉末冶金领域及钛白粉行业。微观分析表明,气固反应和固固反应相结合更容易加深Fe₂O₃向Fe的转变程度,以碳酸钠为添加剂可以提高还原反应的效果。     

某铁尾矿还原焙烧试验研究

对某铁尾矿用煤粉作还原剂进行了还原焙烧试验研究。通过对尾矿中铁的物相分析表明,褐铁矿是矿石中主要的有用矿物,其在矿石中含量为67.8%。主要研究了还原剂加入量、焙烧温度和焙烧时间对尾矿中铁的金属化率的影响。结果表明,以煤粉为还原剂通过还原焙烧可以获得金属铁,在煤粉添加量15%、还原焙烧温度1 200℃、还原焙烧时间60 min的条件下,铁的金属化率可以达到94%以上,经过一段磁选可以得到铁品位88.90%、铁回收率93.14%的铁精矿。96.22%的铅和95.19%的锌在焙烧过程中以烟尘的形式挥发,可以在烟尘中进一步综合回收。     

赤泥钠化焙烧回收铁、铝试验研究

赤泥是Al2O3工业中产生的固体废弃物,其中Fe、Al的回收利用是当前的研究热点.本文针对广西某赤泥样品进行钠化焙烧试验研究,探索焙烧参数和浸出参数的影响规律,结果表明:当固定配料中Na2 CO3质量分数为15％,焙烧温度为1 100℃,熟料浸出温度为80℃,溶出时间为20 min,液固比为4∶1,焙烧时间为60 mi...     

从低品位铁尾矿中磁选回收铁的试验研究

通过对低品位铁尾矿进行弱磁场、强磁场分选试验研究,得到了产率在15.33%以上、铁品位为62%的铁精矿,且铁回收率也高达34.30%。在低品位铁尾矿回收铁的研究上取得了较好的效果,对提高资源利用率,有着十分重要的经济、社会意义。     

疏水团聚-磁种法回收赤泥中微细粒铁矿试验研究

云南文山铝业所产生的拜耳法赤泥铁品位为21.39%,铁主要以赤褐铁矿形式存在,分布率为76.16%,嵌布粒度微细,采用常规磁选方法难以有效回收。本文拟采用选择性疏水絮凝—磁种磁选方法对赤泥中的铁矿进行回收,选择性疏水团聚可以实现细粒弱磁性矿物选择性絮凝成颗粒较大且磁性较强的絮团,然后通过高梯度强磁选实现赤褐铁矿与脉石矿物分离。在六偏磷酸钠用量为3 kg/t、油酸用量为1.8 kg/t、煤油与油酸的体积比为2.2、聚磁介质直径为1.5 mm、矿浆流速为6 L/min、冲次为300 r/min、磁感应强度为0.85 T的优化条件下,获得的精矿铁品位为40.65％、回收率为50.93％。对在最佳选择性疏水絮凝条件下获得的矿浆,经1粗1精磁选,获得了铁品位为45.13％、回收率为39.77％的精矿。疏水团聚—磁种法作用过程不仅包括各种物理化学作用而且是利用综合力场来处理微细粒弱磁性矿物的新选别技术,其具体作用原理有待进一步的深入研究,试验指标也存在进一步提升的空间。     

某黄金冶炼渣还原焙烧磁选工艺研究

以焦煤为还原剂,采用还原焙烧-磁选的工艺方法对河南某黄金冶炼厂产出的冶炼渣进行铁的回收利用研究。该冶炼渣TFe品位35.91%,成分复杂,渣粒度极细,-0.025mm含量占73.71%,试验考察了还原焙烧温度、时间、还原剂加入量以及磨矿细度、磁场强度对选别指标的影响。确定最佳工艺条件为:焙烧温度1150℃,还原剂加入量13%,焙烧时间60min,焙烧样磨矿至-0.045mm占74.55%、60kA/m磁场强度下进行磁选,最终可获得铁精矿TFe品位93.21%、铁回收率82.72%的良好指标。     

难处理铁矿资源的煤基还原磁化焙烧-磁选试验研究

本文针对西北某难处理铁矿石的具体情况,进行了多种选别方法探索试验,试验结果表明:采用煤基还原磁化焙烧,在焙烧温度为700℃,焙烧温度为30 min,煤粉配比为6%的条件下进行磁化焙烧,焙烧矿磁选全流程试验可获得铁精矿品位为63.78%,回收率为77.59%,试验取得了较为满意的结果。     

高铁铝土矿的强化还原焙烧—磁选除铁

以高铁铝土矿为原料,在合适的温度和时间条件下利用铝土矿的煤基直接还原原理,研究Na_2CO_3和Ca F2对其中铁氧化物还原的影响,并考察磁场强度和物料粒径对磁选效果的影响。得出最佳工艺条件为反应时间为180 min,反应温度为1 150℃,还原剂投加量为25%;磁选粒度-75μm占80%,磁场强度为150 k A/m。添加3%Na_2CO_3和3%Ca F_2进行还原焙烧,磁选后铝精矿铝品位为58.8%,铁含量减少到4.0%,满足生产石油压裂支撑的原料要求。     

赤泥与高硫铝土矿协同焙烧回收氧化铝

以固体危废物拜耳法赤泥和难处理的高硫铝土矿作为原料,进行碱法焙烧回收氧化铝的工艺探讨.通过热力学数据库,考察焙烧温度、碱溶出过程中参数对氧化铝溶出率的影响.结果表明,焙烧温度对氧化铝溶出的影响最大;焙烧过程产生不溶性盐和物料高温下收缩形核,均降低氧化铝的回收率;在最佳焙烧温度1100℃ 下碱法焙烧,氧化铝的最佳溶出条件...     

Chemical and mineral transformation of a low grade goethite ore by dehydroxylation,reduction roasting and magnetic separation

The utilization of abundant low grade goethite (α − FeOOH) ores is potentially important to many countries in the world, especially Australia. These ores contain many detrimental impurities and are difficult to upgrade to make suitable concentrates for the blast furnace. In this paper, chemical and mineral transformations of a goethite ore were studied by dehydroxylation, reduction roasting in CO and CO₂ gas mixtures, and magnetic separation. The goethite sample was taken from a reject stream at an iron ore mine from the Pilbara region, Western Australia. The roasting temperature range investigated was 400–700 °C. Chemical and mineralogical analysis was conducted using XRF, XRD, optical microscope, EPMA, and SEM. Magnetic separation was conducted using a Davis tube tester and a high intensity magnetic separator.The results show that reduction roasting can remove moisture and impurities but does not significantly change the Fe content in the feed. However, reduction roasting transforms goethite to hematite and eventually maghemite which can be recovered by magnetic separation, allowing upgrading. Further studies are needed to optimize the reduction roasting and correlate it with the magnetic separation to maximize the efficiency of iron upgrading.     

磁化焙烧-磁选回收某褐铁矿中铁的试验研究

某褐铁矿原矿铁品位39.28%,其中褐铁矿矿物含量占73.86%,具有一定的回收价值。以焦煤为还原剂,采用磁化焙烧-磁选的工艺回收其中的铁,试验主要考察了磁化焙烧温度、时间、还原剂加入量、磨矿细度、磁场强度对铁精矿选别指标的影响。确定最佳工艺条件为:磁化焙烧温度800℃,焦煤加入量4%,焙烧时间40 min,焙烧样磨矿至-0.037 mm 90%,磁场强度设置192 KA/m进行磁选,最终可获得磁选精矿铁品位59.76%、铁回收率73.31%的良好指标。     

盐酸浸出赤泥分离有价金属的工艺研究

本文研究盐酸浸出赤泥中有价金属元素的技术.实验结果表明,低浓度的盐酸浸出赤泥当中的Fe和Sc能取得高浸出率,同时与Ti的分离效果好.最佳工艺条件是盐酸浓度为2.0mol/L,盐酸过量系数为0.15,浸出时间为2.5h,搅拌速度400r/min,Fe的浸出率可以达到95.6％,Sc的浸出率在70％以上,Ti的回收率为99.5％.     

赤泥的工程特性与混堆技术探讨

烧结法赤泥与拜尔法赤泥的工程特性相差较大,烧结法赤泥胶结后强度较高,拜耳法赤泥较难胶结。本文通过分析烧结法赤泥和拜尔法赤泥的工程特性及其堆存现状,提出赤泥混堆技术方案,并通过工程实例验证了其可行性。     

赤泥水热分级脱碱过程微粒元素分布规律及脱碱性能差异

基于赤泥微粒的工艺矿物学特征,对拜耳法赤泥进行水热分级脱碱,研究不同粒级赤泥微粒的矿物组成和元素分布规律,并对不同粒级赤泥微粒的脱碱性能进行对比。结果表明,原赤泥试样中氧化钠含量为7.34%,进行分级后,不同粒级赤泥在元素和矿物组成上,表现出较大差异,粗粒级(+100μm)氧化钠含量为3.23%,中间粒级(-100+38μm)氧化钠含量为2.32%,微细粒级(-38μm)氧化钠含量为8.22%。微细粒级赤泥产率为65.12%,粗粒级和中间粒级的产率分别为15.29%、19.58%。赤泥分级脱碱前后的化学成分分析和XRD检测结果显示,反应温度对赤泥脱碱具有显著影响,在反应温度为50℃,时间1 h,转速550 r/min的条件下进行脱碱时,钠碱含量明确减少,分级脱碱效果明显。脱碱后赤泥的氧化钠含量根据粒级由粗到细分别为1.04%、0.28%、3.01%,微细粒级脱碱难度较高,脱碱效率仅为63.38%。不同粒级赤泥的Na元素含量、物相组成,赋存状态及脱除的难易程度均存在差异,赤泥分级能有效提升赤泥处理效率,降低脱碱成本。