还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na2CO3,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na2CO3时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na2 CO3,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.     

菱铁矿对假象赤铁矿与石英混合矿浮选的影响

碳酸铁对铁矿石的浮选影响极大,严重恶化浮选指标.在三种浮选体系下,研究菱铁矿含量对假象赤铁矿与石英混合矿浮选的影响.结果表明,在十二胺和油酸钠反浮选体系下,菱铁矿加入到两种混合矿中时,浮选指标下降.十二烷基硫酸钠体系下,假象赤铁矿和石英混合矿中加入少量菱铁矿时,精矿品位有所增加.因此,若要实现含碳酸盐铁矿石的有效分选,必须首先消除细粒级菱铁矿的影响.     

十二胺体系中异极矿浮选行为的研究

以十二胺为捕收剂,通过单矿物浮选试验对异极矿的可浮性及正辛醇对异极矿可浮性的影响进行了初步研究.结果表明,当pH值在10~11范围内,适量的十二胺对未经活化的异极矿具较好的捕收性;正辛醇对异极矿不具有捕收性.正辛醇能够强化十二胺阳离子在异极矿表面的吸附,降低十二胺的浮选起始浓度;当正辛醇以25%的物质的量比取代十二胺组成胺醇复合捕收剂时,使用复合捕收剂可获得与使用十二胺相同的浮选效果.     

高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷新脱磷剂

为开发高磷鲕状赤铁矿,采用直接还原焙烧的方法对含TFe品位为43.58%,磷含量0.83%的鄂西某宁乡式高磷鮞状赤铁矿进行系统研究。通过X线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM)对提铁降磷机理进行研究。研究结果表明:在配合使用NCP和新脱磷剂TS2种脱磷剂的条件下,可以获得TFe品位为91.35%、铁回收率为85.12%、磷含量为0.081%的直接还原铁粉。原矿加入脱磷剂焙烧后,含磷矿物的物相并没有发生变化,仍以氟磷石的形式存在,通过细磨磁选实现提铁降磷。加入的脱磷剂有助于破坏鲕状结构,使金属铁颗粒与脉石颗粒的接触面变得平滑、清晰,改善高金属铁和脉石的解离条件,同时脱磷剂还能促进中间产物铁橄榄石的还原。     

N-十二烷基-1,3-丙二胺在赤铁矿反浮选中的应用

通过单矿物试验考察了N-十二烷基-1,3-丙二胺(ND13)对赤铁矿和石英的浮选行为,结果表明,ND13对石英具有良好的捕收性能,在捕收剂用量为50mg/L,pH=7～10时,石英回收率达93%以上.人工混合矿分选试验结果表明,ND13对赤铁矿和石英质量比为1∶1(铁品位为35%)的人工混合矿具有一定的分选效果,在ND13用量为66.7mg/L,淀粉用量为6.67mg/L,pH=7.27的条件下,达到较好的分选效果,此时精矿中铁的回收率为86.35%,精矿的铁品位为62.78%,尾矿的铁品位为9.21%.动电位和红外光谱分析结果表明,ND13主要以静电和氢键作用在矿物表面发生吸附.     

不同A/S一水硬铝石和高岭石混和矿分离研究

分别研究了一水硬铝石和高岭石的浮选行为及混合矿的分选,结果表明:仅以油酸钠作捕收剂可较好实现给矿A/S在2.53～4.96范围内的一水硬铝石和高岭石混和矿的正浮选分离;以十二胺作捕收剂酸性介质条件及十二胺作捕收剂,ATNO作抑制剂中性介质条件下也可较好实现给矿A/S为2.53～4.96范围内时一水硬铝石和高岭石的反浮选分离,精矿A/S均在11以上.图4,表4,参8.     

助磨剂对鄂西高磷鲕状赤铁矿磨矿的影响

鄂西高磷鲕状赤铁矿在微细粒磨矿时黏度非常高,严重影响磨矿效率,导致磨矿能耗大幅上升。用助磨剂六偏磷酸钠和三聚磷酸钠对鄂西高磷鲕状赤铁矿进行降黏度磨矿试验。结果表明,添加两种助磨剂均可降低矿浆的黏度,助磨剂添加量为0.2%时降黏和助磨效果最佳;助磨剂使球磨机的生产能力得到显著提高,其相对增量最高可达144%,磨矿时间为5min时助磨效果最佳。添加助磨剂后磨矿产品中粒度小于38μm的颗粒含量明显增加,两种助磨剂都能有效降低磨矿的能耗,最大能耗降幅为57.14%。     

机械活化强化高磷粗铁精矿酸浸脱磷的工艺及机理

采用高压辊磨机对鲕状高磷铁矿经磁化焙烧-磁选所得的高磷粗铁精矿进行机械活化,对不同活化程度的高磷粗铁精矿进行硫酸浸出脱磷,研究机械活化对酸浸脱磷的影响规律,探讨机械活化强化高磷粗铁精矿酸浸脱磷机理。研究结果表明:高磷粗铁精矿铁品位为54.92%,磷质量分数为0.76%;高磷粗铁精矿直接酸浸后铁精矿品位为55.74%,磷质量分数为0.33%,脱磷率为63.79%,铁回收率为84.64%;而对机械活化后的高磷粗铁精矿进行酸浸时,铁精矿品位提高到58.02%,磷质量分数降低至0.10%,脱磷率提高到88.99%,铁回收率为88.42%;机械活化使高磷粗铁精矿细化分散,颗粒内产生裂纹及选择性解离,浸出过程中反应物扩散阻力下降,易于扩散到矿物颗粒表面及其内部参与反应;颗粒形貌及晶体结构均受到破坏,矿物颗粒处于高能亚稳态,活性增强,从而进一步强化脱磷。     

混合捕收剂浮选分离锂辉石与长石及其机理

通过单矿物浮选实验、混合捕收剂溶液化学计算、动电位测试以及红外光谱分析,对阴阳离子混合捕收剂(油酸钠/十二胺)浮选分离锂辉石与长石的行为及机理进行研究。研究结果表明,阴阳离子混合捕收剂能够显著提高锂辉石与长石的浮选分离效率。当溶液pH为8.5、油酸钠与十二胺物质的量比为6:1~10:1时,混合捕收剂对锂辉石与长石的浮选分离能取得很好的效果,其中锂辉石的浮选回收率可达85%,而长石的回收率只有25%。混合捕收剂在溶液中的存在形态与溶液的pH有关,在浮选分离的适宜pH=8.5时以分子-离子络合物的形式存在。这种分子-离子络合物对锂辉石和长石具有选择性吸附的作用。在混合捕收剂溶液中,锂辉石和长石的动电位均处于与十二胺作用后及油酸钠作用后的动电位之间,说明混合捕收剂中的2种组分在矿物表面均有吸附,而混合捕收剂使锂辉石表面动电位负移程度明显强于使长石表面动电位负移程度,说明混合捕收剂在锂辉石表面的吸附量明显比在长石表面的大,从而可以实现锂辉石和长石的选择性分离。     

某尾矿再选降磷提铁试验研究

针对某尾矿全铁品位为56.13%,有害元素硫较低,为0.061%,但磷的含量偏高,为0.48%,采用湿式弱磁预选、粗精矿再磨至-200目70%时,二段磁选可以获得精矿品位67.92%、精矿回收率99.27%,有害元素硫磷品位分别为0.028%和0.054%的选别指标。     

几种捕收剂对低品位硫化镍矿浮选的作用

研究了丁基黄药、丁胺黑药和硫胺酯单独使用与组合使用对低品位硫化镍矿浮选的影响.实验结果表明,单独使用丁基黄药和硫胺酯浮选硫化镍矿时,一次粗选镍精矿品位可达3%以上,但回收率较低;单独使用丁胺黑药时,一次粗选镍精矿品位可达2%以上,回收率最高可达57%.组合用药时,丁胺黑药与硫胺酯组合使用可以有效提高低品位硫化镍矿的浮选回收率.针对丁基黄药、丁胺黑药和硫胺酯单独使用与组合使用进行了红外光谱分析,阐述了组合药剂对硫化镍矿浮选的作用机理.     

煤种对钛磁铁矿直接还原-磁选钛铁分离的影响

研究了烟煤和无烟煤对海滨钛磁铁矿直接还原-磁选钛铁分离的影响机理.结果表明,在试验用量范围内,两种煤对还原铁指标的影响规律相近,煤用量低时钛磁铁矿还原不充分.随煤用量增加,被还原的金属铁越来越多,但粒度较小,与其他颗粒嵌布紧密,因此还原铁Fe品位低,Ti O2品位高,铁回收率则先提高后基本不变.所有煤用量下所得金属铁颗粒均纯净.和无烟煤相比,烟煤固定碳较低,还原气氛较弱,但灰分较高,有利于金属铁颗粒的聚集长大;因此相同用量的烟煤为还原剂时,焙烧矿中金属铁颗粒较少,但粒度较大,还原铁中Fe品位较高,铁回收率较低,Ti O2品位较低.     

Optimization of flotation variables for the recovery of hematite particles from BHQ ore

The technology for beneficiation of banded iron ores containing low iron value is a challenging task due to increasing demand of quality iron ore in India. A flotation process has been developed to treat one such ore, namely banded hematite quartzite (BHQ) containing 41.8wt% Fe and 41.5wt% SiO₂, by using oleic acid, methyl isobutyl carbinol (MIBC), and sodium silicate as the collector, frother, and dispersant, respectively. The relative effects of these variables have been evaluated in half-normal plots and Pareto charts using central composite rotatable design. A quadratic response model has been developed for both Fe grade and recovery and optimized within the experimental range. The optimum reagent dosages are found to be as follows: collector concentration of 243.58 g/t, dispersant concentration of 195.67 g/t, pH 8.69, and conditioning time of 4.8 min to achieve the maximum Fe grade of 64.25% with 67.33% recovery. The predictions of the model with regard to iron grade and recovery are in good agreement with the experimental results.     

变性淀粉在赤铁矿阳离子反浮选脱硅中的抑制性能

以十二胺为捕收剂,木薯原淀粉、取代度为0.026和0.21的羧甲基淀粉和取代度为0.0065和0.055的磷酸酯淀粉作为抑制剂,考察了赤铁矿与石英的可浮性,重点研究了基团取代度对变性淀粉抑制性能的影响.结果表明:原淀粉、取代度0.026的羧甲基淀粉和取代度0.0065的磷酸酯淀粉对赤铁矿有良好的抑制作用,而取代度0.21的羧甲基淀粉和取代度0.055的磷酸酯淀粉对赤铁矿的抑制能力较弱;原淀粉和取代度0.026的羧甲基淀粉对石英有较强抑制作用,其他3种淀粉对石英抑制能力较弱.可见,低取代度的磷酸酯淀粉,在赤铁矿阳离子反浮选脱硅中可作为较高选择性的抑制剂.Zeta电位测定结果表明,特征基团取代度相对较高的变性淀粉,与赤铁矿和石英作用后,矿物Zeta电位负值较大.变性淀粉的取代度越高,其伸展向溶液中荷负电的基团越多,使阳离子捕收剂通过静电作用吸附于矿物表面,减弱了变性淀粉的抑制能力.     

鲕状赤铁矿深度还原过程中温度对磷分布规律的影响

针对鲕状赤铁矿石深度还原过程中有害元素磷在金属相中富集的问题,对深度还原过程中磷富集过程进行了研究.在配碳系数为2.0,还原时间80 min,还原温度分别为1 200,1 225,1 250和1 275℃条件下,分析了磷元素在还原物料中的分布规律及还原过程中磷元素的迁移路径.试验结果表明:在1 225℃以下时,磷元素含量由渣相内部到相界面逐渐升高,由相界面到金属相内部逐渐降低;1 250℃以上时,磷含量由渣相到金属相内部逐渐升高.此外,还原过程中磷元素的走向为:磷元素最初主要存在于磷酸盐中,反应开始后磷酸盐与C反应,磷元素被还原为单质磷溶入铁,并在金属相中富集.     

磨矿介质对典型硅酸盐矿物浮选的影响及机理

研究在湿式磨矿条件下,十二胺和油酸钠作为捕收剂时,锆球和铁球作为磨矿介质对典型硅酸盐矿物浮选的影响。通过对矿物表面动电位和X射线光电子能谱检测,分析磨矿介质对硅酸盐矿物浮选影响的机理。研究表明：十二胺作为捕收剂,低于最佳浮选pH值时,锆球湿磨锆英石、绿柱石、锂辉石和石英的浮选回收率均高于铁球湿磨,pH值继续升高,锆球湿磨和铁球湿磨这四种硅酸盐矿物的浮选回收率相近；在pH值2~12范围内,锆球湿磨和铁球湿磨长石的浮选回收率相近；油酸钠作为捕收剂,相同pH值条件下,锆球湿磨锆英石、绿柱石、锂辉石、长石和石英的浮选回收率大多低于铁球湿磨。检测结果表明：锆球湿磨时,低于最佳浮选pH值条件下,锆英石、绿柱石、锂辉石和石英表面电位低于铁球湿磨,因而十二胺作为捕收剂时这四种矿物的浮选回收率高于铁球湿磨；铁球湿磨时,油酸钠作为捕收剂,锆英石、绿柱石、锂辉石、长石和石英表面Fe含量明显增加,对这五种矿物起到活化作用,因而浮选回收率高于锆球湿磨。     

组合脱磷剂对高磷铁矿还原焙烧-磁选的影响

针对高磷铁矿还原焙烧降磷过程中脱磷剂成本高、用量大等难题，为更好地开发利用高磷铁矿，采用还原焙烧-磁选工艺，研究了组合脱磷剂对高磷铁矿提铁降磷的影响.通过X射线衍射(XRD)和扫描电子显微镜-能谱仪(SEM-EDS)揭示提铁降磷机理.结果表明:加入13%碳酸钙和2%碳酸钠作为组合脱磷剂能代替传统脱磷剂，并获得了良好的脱磷效果.当原矿铁品位55.58%，含磷0.57%时，在推荐的试验条件下，可获得铁品位93.25%，铁回收率90.75%、磷质量分数0.09%以及磷的去除率高达91.46%的粉状还原铁.加入的组合脱磷剂不仅促使铁氧化物中的磷组元向磷酸钙发生转变，使金属铁颗粒与磷酸钙界限明显，而且还能防止难以还原的铝尖晶石和铁橄榄石的生成，最终实现了磷的深度脱除和铁的有效回收.     

Ferronickel enrichment by fine particle reduction and magnetic separation from nickel laterite ore

Ferronickel enrichment and extraction from nickel laterite ore were studied through reduction and magnetic separation. Reduction experiments were performed using hydrogen and carbon monoxide as reductants at different temperatures (700–1000°C). Magnetic separation of the reduced products was conducted using a SLon-100 cycle pulsating magnetic separator (1.2 T). Composition analysis indicates that the nickel laterite ore contains a total iron content of 22.50wt% and a total nickel content of 1.91wt%. Its mineral composition mainly consists of serpentine, hortonolite, and goethite. During the reduction process, the grade of nickel and iron in the products increases with increasing reduction temperature. Although a higher temperature is more favorable for reduction, the temperature exceeding 1000°C results in sintering of the products, preventing magnetic separation. After magnetic separation, the maximum total nickel and iron concentrations are 5.43wt% and 56.86wt%, and the corresponding recovery rates are 84.38% and 53.76%, respectively.