湖北某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选-反浮选试验研究*

湖北某地高磷鲕状赤铁矿主要铁矿物为赤褐铁矿,有害杂质磷、硅、铝含量高,难以获得有效利用。针对此原矿铁品位为46.31%,磷含量为1.25%的高磷鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧及磨选工艺技术条件试验研究。试验确定了磁化焙烧—磁选,一次粗选、一次扫选反浮选工艺,在磨矿细度-0.074mm含量占75%、配煤量11%、焙烧温度800℃、焙烧时间30min的条件下可获得铁品位57.17%、回收率82.74%、磷含量1.12%的磁选铁精矿产品。磁选精矿采用一次粗选、一次扫选反浮选工艺提铁降磷,通过该工艺分选后,可获得TFe品位60.53%、回收率70.22%、磷含量0.32%的铁精矿产品。     

鲕状赤铁矿焙烧磁选—酸浸工艺研究

采用焙烧磁选—酸浸工艺处理贵州赫章鲕状赤铁矿,研究了焙烧磁选、酸浸因素对提铁脱磷的影响。试验结果表明,焙烧温度、磨矿细度对提铁脱磷影响较大。随着焙烧温度增加,铁品位和回收率均先增加后降低,磷含量先降低后增加;随着磨矿细度增加,铁品位先降低后增加,回收率先增加后降低,磷含量逐渐降低;采用酸浸可将焙烧磁选精矿中的磷含量降到0.20%以下。当焙烧温度800℃,焙烧时间40 min,加入煤粉量占原矿量5.00%时获得的焙烧矿样,经过磨矿,采用一次粗选、一次精选弱磁选工艺流程,获得含铁59.21%,回收率70.32%,含磷0.43%的铁精矿;磁选精矿采用酸浸,获得含铁60.43%,含磷0.18%的铁精矿。     

某低品位高磷赤铁矿磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺研究

采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm²/g提高到1 865 cm²/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。     

强磁选—磁化焙烧—弱磁选工艺回收某尾矿中的菱铁矿

云南某尾矿含铁13.88%,主要以菱铁矿的形式存在,具有回收利用价值。采用“强磁选—流态化磁化焙烧—弱磁选”工艺回收铁,考察了矿样焙烧前后铁物相的转变。结果表明,强磁选可以获得产率21.60%、铁品位27.18%、铁作业回收率40.19%的铁粗精矿;铁粗精矿采用550℃预氧化7.5 min并在温度450℃、还原势R=0.6条件下还原磁化焙烧7.5 min,能保持还原产物中Fe3O4的稳定性,无Fe O生成,保证了铁氧化物的高磁性转化率和强适应性,获得产率90.84%、铁品位30.02%的焙砂;焙砂经弱磁选可获得产率35.29%、铁品位60.51%、作业铁回收率71.13%的磁铁精矿。研究成果为尾矿资源综合利用及难处理铁矿资源高效利用提供了有益参考。     

焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团还原行为的影响

基于直接还原法探讨了焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团中锌、铅挥发率和铁金属化率的影响,分析了焙烧制度对球团中含锌、铅、铁化合物相变的影响,试验确定了焙砂磨矿-弱磁选回收其中铁的工艺和效果。结果表明：在1 250 ℃焙烧90 min,可使球团中锌、铅的挥发率分别达到98.87%、95.39%,铁的金属化率达到98.66%;焙砂中未见锌、铅单质及其化合物,只存在大量的金属铁,且金属铁颗粒多数大于30 μm;焙砂采用2段磨矿、2段弱磁选流程处理,可同时获得含铁91.20%、回收率为30.32%的金属铁粉和铁品位为61.58%、回收率为50.01%的铁精矿,铁总回收率达80.33%。     

某菱铁矿块矿直接还原-磁选制备铁粉

为了提高某低品位菱铁矿的铁品位,采用了煤基直接还原-磁选工艺,对菱铁矿块矿进行了焙烧条件试验。结果表明:在焙烧温度1050℃,焙烧时间100 min,菱铁矿粒度10～16 mm,煤的粒度0～5 mm,煤矿质量比1.5:1的条件下进行还原焙烧,可得到金属化率93.13%的焙烧矿;该焙烧矿在磨矿粒度为-0.074 mm 80%以上,磁场强度为0.1 T,磁选时间为15 min的条件下进行磁选试验后可得到精矿铁品位为91.11%,铁回收率为97.15%的铁粉。且-25 mm的菱铁矿块矿全粒级直接还原效果良好,焙烧矿的金属化率可达到92.6%以上,磁选后的精矿铁品位高达89.4%,回收率在93.5%。     

重庆某菱铁矿石磁化焙烧—磁选试验

为了确定重庆某高度氧化的菱铁矿资源的开发利用方案,采用磁化焙烧—磨矿—弱磁选工艺进行了选矿试验。结果表明:在磁化焙烧温度为800℃、焙烧时间为50 min、配碳量为10%、磁化焙烧产物的磨矿细度为-200目占88%、弱磁选磁场强度为119.43 k A/m的情况下,可获得铁品位为58.94%、铁回收率为76.38%的弱磁选精矿;弱磁选精矿中Al2O3、Mg O、Mn O的含量较高,是仅次于Si O2的影响精矿铁品位的因素,这些杂质有待后续反浮选试验脱除。     

某矿山不同复杂难选铁矿石可选性研究

某矿山复杂难选铁矿石铁品位达43.41%,FeO、Fe_2O_3含量分别为18.93%和40.99%,硫品位为3.40%,铁、硫是矿石中有回收价值的元素。为提高现场生产指标进行了选矿试验。结果表明,2~#样可行性较好,阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程较优;2~#样采用阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选流程进行试验,可获得铁品位66.09%、含硫0.09%、铁回收率72.11%的弱磁选精矿;硫品位23.13%、回收率91.39%的硫精矿;铁品位27.06%、含硫0.06%、铁回收率15.01%的强磁选精矿;强磁选精矿进行磁化焙烧—弱磁选试验,获得了 TFe品位为56.05%、作业回收率为92.77%的铁精矿;现场按阶段磨矿—弱磁选—脱硫浮选—强磁选—强磁选精矿磁化焙烧—弱磁选流程进行改造,2~#样工业试验精矿铁品位65.91%、含硫0.17%、铁回收率81.67%,新流程指标优越性明显。     

高磷鲕状赤铁矿动态磁化焙烧-磁选试验研究

对鄂西高磷鲕状赤铁矿进行了动态磁化焙烧-磁选试验研究。针对两种不同粒度的原矿, 确定了动态气-煤混用磁化焙烧的工艺条件: 焙烧温度800 ℃, 混配煤粉5%, 煤气流量0.9 L/min, 转炉倾角1.8°, 转炉转速0.6 r/min(焙烧时间50 min)。矿石中赤铁矿可有效转变为磁铁矿, 焙烧过程中无粘结现象。焙烧产品采用阶段磨矿-阶段磁选流程, 原料粒度0~2 mm时, 精矿铁品位58.95%, 铁回收率87.26%; 原料粒度0~6 mm时, 精矿铁品位58.69%, 铁回收率89.50%。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿煤基磁化焙烧—磁选试验研究

鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还 原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤 基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选 别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选 精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了 理论支撑和技术参考。     

高磷铁矿石氯化离析-弱磁选新工艺研究

云南某铁矿石铁矿物主要为赤褐铁矿和菱铁矿,同时含磷较高,为1.13%。采用氯化离析-弱磁选新工艺对该矿石进行提铁降磷研究,通过大量试验,得出的适宜工艺条件为还原剂焦炭用量10%,氯化剂L4用量15%,离析温度1 000 ℃,离析时间45 min,磨矿细度-0.074 mm占85.38%,弱磁选磁感应强度0.16 T。在此条件下,可使铁精矿铁品位和铁回收率分别达到75.33%~76.44%和83.63%~85.66%,磷含量降到0.215%~0.218%。     

磁选柱分选过程与机理初探

阐述了磁选柱的磁场特性、水流特性，探讨了矿粒在磁选柱中的运动状态、分选过程与机理，讨论了影响磁选柱分选效果的原因。并指出磁选柱在工业应用中的优势与不足，提出了磁选柱进一步改进的建议。     

昆钢转炉钢渣干式磁选抛尾精矿的湿式精选技术研究

根据昆钢转炉钢渣矿物性质、嵌布特性和可磨性特点, 在-70 mm分级干式磁选抛尾技术上, 研发了-70 mm分级干式磁选粗精矿湿式磨矿-梯级分选工艺流程及技术。研究结果表明, -70 mm干式磁选抛尾粗精矿采用全粒级湿式磨矿进行渣铁分离, 然后采用梯级分选回收技术筛选分离出+1 mm高品位金属铁; -1 mm钢渣再磁选抛尾, 磁选精矿再采用筛选方法分离出+0.2 mm高品位铁粉; -0.2 mm粒级进行磁选精选可获得合格的铁精矿, 最终尾矿金属铁含量小于0.1%。流程具有铁品位和回收率高、处理成本低和易于分级利用的优点。该技术在昆钢集团得到了工业化应用。     

磁流体静力分选机理研究

阐述了磁流体静力分选技术的发展状况,通过细粒物料的分选试验,表明:磁流体静力分选可以在一个分选槽中,通过改变电压和电流实现多密度分选,其分选效率可以达到95%左右。文章通过试验分析,对磁流体静力分选机理进行了探讨。     

铜钼混合精矿浮选分离工艺及分离抑制剂研究进展

铜钼硫化矿常常紧密共生而且可浮性相近,二者的浮选分离一直是科研工作者研究的重点。从工艺和药剂2个方面对铜钼混合精矿的浮选分离进行了介绍。铜钼浮选常采用混合浮选工艺,黄铜矿和辉钼矿在与捕收剂作用后,二者的可浮性差异减小,在对二者进行浮选分离前,通常先进行脱药预处理,以降低抑制剂的使用量。常见的预处理工艺有加热处理、浓缩脱药处理、氧化脱药处理、等离子体处理等。针对铜钼分离工艺存在的问题,选矿工作者提出了充氮浮选、浮选柱分离、脉动高梯度磁选分离、加温分离等铜钼分离工艺。介绍了铜钼浮选分离过程关键药剂抑制剂的种类及应用情况。无机抑制剂有硫化钠类、氰化物、诺克斯类药剂等,有机抑制剂有巯基类、硫代类、黄原酸类等。指出在进行铜钼浮选分离之前铜钼混合精矿的预处理方法需要进一步优化,以增加黄铜矿与辉钼矿的可浮性差异。现在工业上使用的铜钼分离抑制剂仍然存在易氧化、药耗大、毒性高、价格贵等缺陷,需要加大投入进行高效、低毒、价廉、易降解的新型浮选抑制剂的开发。     

锆铪分离技术的研究现状及发展趋势

锆和铪具有相反的核性能,在核工业里的应用差别很大。但自然界中锆和铪几乎总是共生的,化学性质极为相似,彼此分离困难,二者分离是生产核级锆铪的关键。综述了锆铪分离技术的湿法冶金和火法冶金分离技术的研究现状以及各种方法的优缺点,重点介绍了溶剂萃取法和熔盐萃取法,指出熔盐萃取法可避免湿法冶金分离技术操作的繁琐性,大幅度缩短生产周期,减少环境污染,是一种环境友好型的新方法,有望成为今后锆铪分离的重要研究方向。     

选煤厂中的分离技术及分离机械

选煤厂中的分离技术主要有脱水和除尘 2种 ,以现有的分离技术和选煤厂的工艺环节为依据 ,介绍了选煤厂中常用的分离技术及分离机械 ,并对选煤厂现有的分离机械的优点和缺点进行了分析总结     

细粒物料磁分离技术的现状

论述了磁分离设备与磁选技术进行细粒物料分选的应用现状, 介绍了磁分离技术的最新研究与发展状况。     

磁选分离技术的设计思路

对磁选设备的设计进行了初步探讨     

某高磷鲕状铁矿石气基直接还原-磁选提铁降磷研究

以国外某高磷鲕状铁矿石为原料, 研究了气基直接还原-磁选生产粉末还原铁工艺。考察了CaCO₃用量、还原温度、还原气体组成、还原气体总流量以及还原时间对提铁降磷的影响。结果表明, 该矿石通过气基直接还原提铁降磷是可行的, 在CaCO₃用量25%、还原温度1 200 ℃、还原时间90 min、H₂与CO流量比3∶1、还原气体总流量5 L/min条件下, 可获得铁品位、铁回收率以及磷含量分别为93.24%、92.83%以及0.085%的粉状还原铁。