从江西某铁矿尾矿中回收铁精矿

江西某铁矿主要金属矿物为褐铁矿,矿石含泥含水且可选性差,采用磁化还原焙烧法可改善矿石的分选性.结果表明,在950～1 000℃、褐煤用量15%～20%条件下焙烧2 h,焙砂在87.55 kA/m磁场强度下进行磁选,铁精矿产率51.46%,全铁回收率78.88%,效果较好.     

隧道窑磁化焙烧工艺研究与探索

结合酒钢镜铁山粉矿资源利用现状,针对铁粉矿现有磁化焙烧工艺存在的问题,提出对隧道窑磁化焙烧工艺进行研究与探索。首先,利用马弗炉对0～15 mm镜铁山粉矿进行了磁化焙烧试验探索,根据探索性试验结果和焙烧特性,初步确定了隧道窑磁化焙烧试验流程和主要参数;其次,根据镜铁山粉矿在马弗炉探索性试验取得的还原焙烧规律,利用30 m平铺料式隧道窑开展了磁化焙烧扩大试验,在隧道窑焙烧温度1 050～1 100℃、高温焙烧时间60 min、还原剂配比3%的试验条件下,0～15 mm镜铁山粉矿整车综合焙烧产品磁选精矿品位达到56%、金属回收率达到86.63%,与目前的强磁选工艺比较,磁选后的精矿品位提高约9个百分点,金属回收率提高约19个百分点,说明镜铁山粉矿通过隧道窑进行磁化焙烧在技术上是可行的。     

硫铁矿烧渣磁化焙烧的实验研究

用回转窑焙烧硫铁矿烧渣的磁化焙烧实验研究结果表明:硫铁矿烧渣与还原煤按一定比例混合,经回转窑磁化焙烧,在700℃下焙烧10min、物料填充率为11%时,能有效地将烧渣中弱磁性Fe2O3还原成强磁性Fe3O4,磁化率(ωTFe/ωFeO)可达2.38,接近理论值。通过球磨、磁选工艺,可以大幅度地提高精矿品位和金属回收率。同时,烧渣在回转窑内脱硫效果明显,回转窑倾角为0.8°、转速12r/min时,脱硫率可高达85%以上。     

铁坑褐铁矿磁化焙烧可行性探讨

通过对铁坑褐铁矿磁化焙烧工艺生产试验指标与强磁选工艺的生产指标进行分析对比,初步探索了铁坑褐铁矿磁化焙烧选矿工艺工业生产的可行性。     

低品位褐铁矿的磁化焙烧

针对河北宣化某难选褐铁矿石,采用SEM和XRD对原矿物性结构及成分进行了分析,并运用磁化焙烧-磁选工艺进行了实验研究并对磁化焙烧-磁选工艺参数进行了优化。物相分析结果表明,该褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,SiO2含量高,运用常规的选矿方法难以分选提纯。实验结果表明,磁化焙烧-磁选工艺可以较好地完成该铁矿石的提纯。对该褐铁矿原矿在焙烧温度为950℃,焙烧时间为15min,配煤量为5%,焙烧矿粒度为150μm和磁场强度为60mT的条件下,可以得到精矿产率为43.68%,铁精矿品位为53.98%,铁回收率83.91%,wSiO2为13.9%的良好指标。     

某褐铁矿磁化焙烧-磁选工艺的探讨

通过对某复杂褐铁矿进行磁化焙烧-磁选工艺条件的研究,在最佳焙烧温度750℃,焙烧时间50min,还原剂用量7％的磁化焙烧条件下,采用探索实验流程获得了铁精矿品位56．59％,铁回收率为74．60％的良好指标,对开发同类型矿石具有借鉴意义。     

磁化焙烧-磁选含铁氟碳铈粗精矿研究

某氟碳铈型稀土粗精矿中铁含量较高（全铁3%~10%）、稀土氧化物（REO）含量偏低,约占50%~60%,水分为6.5%;经工艺矿物学分析表明,粗精矿中铁元素主要以弱磁性的赤（褐）铁矿的形式存在,且部分铁矿物与氟碳铈矿解离不彻底,难以直接采用磁选方法与氟碳铈矿分离,因此采用磁化焙烧-磁选工艺提高REO品位。磁化焙烧热力学分析表明,在磁化焙烧过程中,氟碳铈矿发生分解反应,不会与铁氧化物发生反应;当温度高于626.85 ℃时,水会与碳发生水煤气反应产生CO和H2,即水分的存在有利于铁氧化物的还原。含水的稀土粗精矿在还原温度为650 ℃、还原时间为30 min和还原剂用量为2%的条件下,磁化焙烧的还原度为41.59%;经过一次粗选、再磨再选的工艺,精矿REO品位和回收率分别为68.53%、96.59%,铁粉的铁品位和回收率分别为68.56%、80.38%。该工艺的应用既提高了精矿REO和铁精矿品位,又省去了干燥作业。     

焙烧氰化尾渣中氧化铁的磁化焙烧研究

对金精矿焙烧氰化浸金工艺产生的尾渣用煤粉作还原剂进行了磁化焙烧研究,通过对尾渣中铁的物相分析表明,尾渣中的铁主要以Fe2O3的形态存在。主要研究了煤粉的加入量、焙烧温度和焙烧时间对尾渣中铁的还原度的影响。结果表明,以煤为原料通过磁化焙烧可以获得Fe3O4,磁化焙烧的较优条件为焙烧温度750℃,焙烧时间1 h,煤粉用量为尾矿重量的10%,可以使焙烧处理的尾矿中Fe2O3的还原度达到51.7%,磁化焙烧后渣中的磁性矿中铁达到72.75%。     

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.     

从硫精矿烧渣中回收黄金的探讨

叙述了用硫精矿焙烧,焙砂氰化提金工艺处理的过程,对回收烧渣中金银的研究有一定的参考价值。     

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%。     

两段硫酸化焙烧法分离冶金废渣中铁锰研究

研究了两段硫酸化焙烧-水浸出工艺分离冶金废渣中的铁锰,分析了硫酸浓度及用量、第一段焙烧时间及温度、第二段焙烧时间及温度、烧结块水浸出温度等工艺因素对铁锰分离效果的影响。采用的50%硫酸与冶金废渣混合,在200℃焙烧60 min后升温至750℃焙烧120 min,烧结块在70℃水浴浸出120 min后过滤,滤液中铁锰质量比达到3209,比原废渣中的锰铁质量比提高近4460倍,锰铁分离效果良好,铁浸出率仅为0.01%。     

包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

氰化尾渣高温氯化焙烧制备陶粒

以氰化尾渣为主要原料,配以膨润土、钠长石、CaCl2、煤粉等辅料,利用高温氯化焙烧方法制备了陶粒。采用XRD、SEM、XRF、TG/DTA、ICP-OES等研究了氰化尾渣的物相成分、微观结构等理化性能,测定了陶粒成品的吸水率、堆积密度、重金属挥发率等,并对烧成效果最好的陶粒成品进行了微观结构分析。结果表明,氰化尾渣利用率最高能达到75%,得到的焙烧陶粒1h吸水率为9.45%、堆积密度为642.93kg/m3,Au、Ag、Cu、Pb、Zn等金属挥发率分别达到83.02%、65.31%、75.89%、90.65%、85.34%。     

回收氰化渣中铁的工艺试验研究

以高铁高铝、硅氰化渣为原料,试验探讨了回收渣中铁的工艺,并运用XRD、SEM和EDS等分析铁回收机理。结果表明:氰化渣以赤铁矿为主,并与铝、硅等杂质化合物共生,呈相互包裹的复杂嵌布关系,采用常规的焙烧-磁选工艺不能有效地回收铁。采用添加复合添加剂的焙烧-水浸-磁选工艺,当氰化渣粒度为<74μm比例占85%,焙烧温度750℃,氰化渣:活性炭:添加剂A:添加剂B(质量比)=100:10:3:10,水浸温度60℃,水浸液固比5:1,水浸时间5min,搅拌速度20r/min,激磁电流为2A时,可获得铁精矿全铁品位为53.82%、回收率为76.55%的选别指标。复合添加剂可与大部分铝、硅等杂质化合物反应,生成复杂可溶性和难溶非磁性物质,水洗及磁选后可去除,使铁的品位和回收率提高。     

锌浸渣浮选银精矿还原焙烧—低酸浸出脱锌

以某湿法炼锌厂产出的锌浸渣浮选银精矿为原料,采用回转炉还原焙烧—低酸浸出工艺进行脱锌研究。结果表明：在碳粉加入量10%、焙烧温度600 ℃、时间120 min、原料粒度—0.1 mm、回转炉转速5 r/min的条件下,铁酸锌还原焙烧分解效果最优,焙烧产物中可溶锌率达到85.83%。在硫酸终点pH为2、液固比5 mL/g、浸出温度70 ℃、浸出时间90 min优化条件下,对焙烧产物进行选择性浸出,锌和铁的浸出率分别为84.23%和34.71%。浸出渣中未溶解铁锌氧化物主要为还原焙烧过程中团聚成块的大颗粒及被硫酸铅熔化包裹形成的颗粒。     

氰化尾渣熔融氯化提金扩大试验

扩大试验通过电炉熔融氯化—烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响。结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下。在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收。     

氯化钠—次氯酸钠法从氰化渣中回收金

以氯化钠为溶剂,加入适量次氯酸钠,考察了液固比、浸出温度和时间对氰化渣中金浸出率的影响。结果表明,在下述最优试验条件下,金浸出率可以达到41%以上:浸出温度50℃、浸出时间3h、液固比4。     

硫酸焙烧分解包头混合稀土精矿添加铁泥的研究

在硫酸焙烧分解包头混合稀土精矿工艺中,利用处理钕铁硼废料所产生铁泥替代铁粉,通过焙烧分解、P204转型得到氯化稀土溶液,并与原工艺得到的的溶液进行对比,结果表明,使用铁泥和使用铁粉达到了相同的工艺效果,铁泥中的稀土得到了很好的回收。