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。     

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。     

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.     

黄梅褐铁矿悬浮闪速磁化焙烧试验研究

以湖北黄梅褐铁矿为主要原料,研究焙烧气氛、温度和固气比等操作条件对褐铁矿焙烧指标的影响。研究结果表明:在一氧化碳含量(体积分数)3.50%左右,反应炉温度800～950℃,固气比0.5～0.8kg/m3条件下,通过闪速磁化焙烧得到的焙烧矿,品位在33%左右,可选性良好,采用简单的选矿流程,可得到较好的选矿指标,铁精矿品位达到60.67%,回收率达到94.49%.可见新研制的闪速磁化焙烧装置对褐铁矿的焙烧效果是很显著的。     

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。     

云南某褐铁矿的选矿工艺研究

对云南某褐铁矿采用磁选、重选、重选-絮凝-磁选、焙烧磁选等选矿方法进行了试验研究。在焙烧磁选试验中获得了铁精矿品为59．24％，回收率为87．03％的好的分选指标。从经济方面考虑，建立采用重选一絮凝一磁选工艺联合流程比较适宜。     

某难选铁矿中性磁化焙烧-磁选试验研究

在中性气氛中,对以菱铁矿为主的某复杂难选铁矿石进行了磁化焙烧-磁选工艺研究。试验结果表明,最优工艺条件为：焙烧温度700℃,焙烧时间60 min,磨矿细度95％-0．044 mm,粗选作业磁场强度均为151．24 kA/m,精选磁场强度39．80 kA/m。获得TFe品位55．55％,回收率720．1％的铁精矿。     

含铁氰渣磁化焙烧回收铁精矿

以铁含量为35%的氰渣为研究对象,研究了焙烧温度、焙烧时间及碳氧比对煤基磁化焙烧过程的影响,并采用化学分析、XRD、SEM、热重分析等分析手段对含铁氧化物的转变过程进行表征。随着焙烧温度的提高,铁氧化物的物相转变过程为Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO。随着磁化焙烧焙烧时间的延长,尾渣中的Fe₂O₃首先被C还原为Fe₃O₄,还原得到的Fe₃O₄可被空气中的O₂重新氧化为Fe₂O₃。碳氧比较低时,磁化率接近2.33;当碳氧比超过3时,过量的煤与尾渣混合,Fe₂O₃还原反应不完全;在焙烧温度645℃、焙烧时间45 min、碳氧比3的优化焙烧条件下,得到焙烧矿的磁化率为2.34。     

褐铁矿选矿工艺探讨

对国内褐铁矿选矿工艺的研究成果进行分析和总结,表明磁化焙烧是常用的处理褐铁矿的最佳选矿工艺,提出了褐铁矿磁化焙烧需注意的相关问题。     

低品位软锰矿流态化还原焙烧

采用流化床和马弗炉,进行了流态化还原焙烧与静态堆积焙烧对比实验,前者还原焙烧时间和还原效率明显优于后者.以CO和N₂分别作为还原气体和流体介质进行了流态化还原焙烧实验,考察焙烧温度、焙烧时间和还原气氛等对还原效率的影响.在焙烧温度800℃、焙烧时间3 min以及CO体积分数10%时,软锰矿中二氧化锰的还原效率大于97%.在此基础上导出了还原动力学方程,并证实还原过程由界面化学反应控制,求得表观活化能为38.817 kJ·mol^-1.     

典型褐铁矿烧结试验研究

采用电炉烧制压制小饼的微型烧结方法对褐铁矿进行烧结,利用扫描电镜、X射线衍射对单一褐铁矿在不同烧结温度下的矿物组成以及矿相结构进行分析研究,利用万能压力机测定相应烧结试样的抗压强度,揭示矿物组成和结构与其抗压强度间的相互关系。研究表明:单一褐铁矿烧结矿相主要是赤铁矿和复合铁酸钙形成的交织熔蚀结构,随着烧结温度的升高,复合铁酸钙的微观尺寸明显增大,试样的抗压强度在1 260℃时最大。     

某地褐铁矿中金的物相分析

本文研究了在盐酸介质中Fe~(+3)对金的溶解反应及加入二氯化锡防止金的溶解作用,从而拟定了某地褐铁矿石中金的物相分析流程,并说明了金以自然金存在于褐铁矿矿物中。     

褐铁矿冷固球团矿的冶炼特点

测定了褐铁矿冷固球团矿的冶金性能，其物理化学性质优于生矿。高炉冶炼试验证明，合理使用这种球团矿，有利于高炉顺行和降低焦比。褐铁矿冷固球团工艺的开发成功，为综合利用当地的矿产资源找到了一条有效的途径。     

褐铁矿在烧结中的高效使用技术

首先对澳洲褐铁矿及其他烧结常用铁矿粉的基础特性进行了研究,探讨了褐铁矿高效使用原则和方案,并通过烧结杯实验进行了验证.实验结果表明:褐铁矿具有含铁品位低、烧损含量高、SiO2含量高、粒度粗、黏附粉少、气孔率高、吸水量大、吸水速度快、制粒性差、同化性高、液相流动性小、黏结相强度低、铁酸钙生成能力强等特点,通过基于基础特性互补的烧结优化配矿、增加生石灰配加量、分割制粒等技术措施,褐铁矿使用比例能够达到50％(质量分数),为烧结高效使用褐铁矿技术提供理论基础和技术依据.     

高铝褐铁矿在济钢炼铁生产中的应用

为应对过高的炼铁成本,济南钢铁集团公司第一炼铁厂大量使用了低价高铝褐铁矿,为此采取了提高烧结矿w（SiO2）和w（FeO）,实施厚料层烧结和将炉渣w（MgO）/w（Al2O3）比提高到0.6等一系列技术措施,在烧结矿w（Al2O3）达到3.0%-3.1%、高炉炉渣w（Al2O3）达到19%-20%情况下,使烧结生产和高炉生产基本保持了平稳。     

高褐铁矿配比下提高烧结矿产质量指标

为了在高褐铁矿配比下提高烧结矿产质量指标,在把握烧结混匀矿特性的基础上,通过微型烧结试验和烧结杯试验,研究了高褐铁矿配比下烧结矿二元碱度、钙质熔剂种类等因素对烧结黏结相数量、强度和类型,以及烧结矿产质量指标的影响.结果表明:在高褐铁矿配比下,提高烧结矿二元碱度至2.0水平,并采取适当增加生石灰使用比例以及提高烧结抽风负压和烧结料层高度的配合措施能够改善烧结矿产质量指标.     

Process route for low grade itabirites concentration: Magnetic separation preceding flotation

Cationic reverse flotation of quartz is the standard or reference concentration route for itabirites containing at least 45% iron. Preceding the flotation stage, desliming in hydrocyclones must be conducted to remove ultrafine and colloidal particles from the flotation feed. The flotation performance assessed by weight and metallurgical recoveries and silica contamination in the concentrate is impaired by lower iron feed grades. Exploratory experiments of magnetic separation indicated that iron oxide particles in the size range <37 µm are entrained toward the non-magnetic product. This finding suggested a campaign of testing an alternative circuit consisting of magnetic separation preceding reverse flotation. Magnetic separation plays the roles of desliming and pre-concentration. The achieved content of silica in the alternative route concentrate was 1.46%, meeting the market specification for blast furnace pellet of 2%. The alternative route yielded significant gains in weight and metallurgical recoveries, reaching values 3.3% and 4.4% higher, respectively.