瑞木红土矿摇床铬铁矿粗精的磁选富集

瑞木红土矿中存在含铬尖晶石矿物,在进行矿浆管道输送和高压浸出之前需要先经过铬矿选矿处理,以减轻对管道和高压釜的磨损.目前瑞木红土矿项目选矿得到的铬铁矿精矿其铬铁质量分数比(w(Cr2O3)/w(Fe O))仅为2.3,不能满足冶金级铬铁矿的要求.针对瑞木红土矿项目摇床分选所得的铬铁矿粗精矿开展了工艺矿物学和磁选提高铬铁质量分数比的研究.筛分实验和矿物提纯实验结果表明,去除细颗粒矿物以及分离脉石矿物是提高铬铁矿铬铁质量分数比的有效途径.对筛分后的+0.074 mm的粗精矿进行磁选分离,所得到的铬铁矿精矿铬铁质量分数比为2.59,铬回收率为63.89%.     

钒钛磁铁矿金属化还原-选分-电热熔分新工艺

针对攀枝花钒钛磁铁矿进行了金属化还原-选分-电热炉熔分实验,考察了磁场强度、还原温度、还原时间、配碳比、还原煤粒度对金属化还原及磁选分离效果的影响.实验结果表明,当磁场强度50mT、还原温度1350℃、还原时间60min、配碳比10、还原煤粒度为-75μm时,金属化还原后产物及磁选分离磁性物质、非磁性物质的各项指标最佳,进一步进行电热炉熔分可实现铁钒分离.新工艺达到铁钒钛资源高效分离要求,铁钒钛收得率分别为9507%,7160%和8008%.     

低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿除铁工艺的实验研究

以南非铬铁矿为对象,在热力学分析的基础上,采用碳热还原法开展了低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿除铁工艺的实验研究.结果表明:实验中铬铁矿选择性除铁的适宜温度为1 100℃左右,符合热力学计算结果.低于此温度时还原出的富铁相与基体分离不彻底,难以结瘤析出;高于此温度时尖晶石相中的铬元素还原严重,影响铬的回收率.在1 100℃还原0.5 h并经酸浸处理后,铬铁矿可由化工级提升至冶金级,在相同温度下还原2 h后,m(Cr)/m(Fe)可由1.7提高至5.8,为实现低m(Cr)/m(Fe)铬铁矿的高效利用提供了新思路.     

宣龙式铁矿焙烧还原-磁选工艺及其影响因素

基于煤基焙烧还原-磁选工艺,进行了宣龙式难选鲕状赤铁矿石提铁过程及其影响因素的实验研究.以铁精矿品位和铁回收率为评价指标,确定了适合于该类矿石的最佳工艺条件:焙烧还原温度为1 200℃,还原剂用量为30%,焙烧还原时间为60min,焙烧产物磁选前的磨矿细度为-45μm占96.19%,磁选的磁场强度为111kA.m-1.在该工艺条件下,可以使铁精矿品位达到92.53%,铁回收率达到90.78%.     

Na_2CO_3和CaF_2强化赤泥铁氧化物还原研究

以赤泥为原料,采用温度为1150℃、还原180min的条件进行煤基直接还原,研究Na2CO3和CaF2对赤泥铁氧化物还原的影响;采用光学显微镜观察还原样的显微结构,并对还原样及经球磨磁选后得到的精矿和尾矿的TFe品位以及MFe含量进行分析。研究结果表明:纯赤泥还原样金属化率低于90%,其渣铁分离效果差;添加3%Na2CO3和3%CaF2后还原样金属化率提高到92.79%,磁选精矿品位上升到89.57%,铁回收率达到91.15%;添加Na2CO3和CaF2可提高FeO的还原反应活度,降低固相反应产物的熔点和黏度,优化还原过程中传热和传质条件,强化赤泥的还原。     

高铁铝土矿直接还原—溶出工艺

提出了一种以Na2CO3为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na2CO3用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na2CO3用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%.     

钒钛磁铁矿固态还原的研究

研究了钒钛磁铁矿的固态还原过程及影响因素,讨论了磨矿粒度、还原温度和配碳量对固态还原金属化率及还原后炉料中钛走向的影响.采用煤基直接还原工艺流程,能够将钒钛磁铁矿中铁的氧化物还原为金属铁,然后通过磁选,可实现钛、铁的有效分离.实验结果表明,最佳工艺条件为:还原温度1 100℃,配碳量为1∶1,磨矿粒度控制在75~150μm之间.在此工艺条件下得到铁的金属化率和渣中钛的质量分数分别在80%和36%以上.该工艺为我国大批量钒钛磁铁矿的开发利用提供了新途径.     

低品位硼铁矿中硼的富集

采用还原焙烧、磁选工艺流程和粉矿直接入炉焙烧技术,对难选低品位硼铁矿中硼的富集进行了研究.按化学当量比C/O=1(原子比)进行配碳,使用马弗炉进行焙烧实验,在500～1 450℃研究了不同焙烧温度下硼品位和硼回收率的变化.研究结果表明:随着焙烧温度的提高,铁晶颗粒增大,在1 200℃时硼精粉品位达到14.29%,满足硼化工工业对硼品位的要求(ω(B2O3)≥12%);硼回收率在1 200℃以上时能达到90%以上.当焙烧温度在1 350℃以上时,硼的回收率和品位没有太大的变化.焙烧温度选择在1 200～1 350℃为宜,既能实现高的硼回收率,硼品位又能满足硼化工工业的要求.     

高炉粉尘Fe和Zn非熔态分离工艺

开发一种高炉粉尘再资源化处理工艺,采用"非熔态还原--磁选分离--Zn的回收、富集"方法对典型高炉粉尘进行Fe、Zn非熔态分离研究.结果表明:在910～1 010℃,使用纯H2、CO为还原剂进行非熔态还原,同时实现粉尘中Fe2O3(s)→Fe(s)和ZnO(s)→Zn(g)的高度转变,金属化率达到90%以上,气化脱锌率达到99%以上,且还原过程未发生烧结.还原产物直接经磁选分离、富集得到TFe品位90%的富Fe物料;含锌挥发物经回收、富集得到ZnO含量92%的富Zn物料.成功地将高炉粉尘全部转化为MFe、ZnO等有价资源,实现了零排放,且分离过程不需高温熔融,过程能耗低,无环境污染.     

碳热还原氮化一步法制备钒氮合金工艺研究

对V2O5自还原氮化过程进行热力学分析,并以工业级V2O5和炭黑为原料,经过混料、研磨、压制成块后进行烧结和还原氮化,制得含氮量较高的钒氮合金。结果表明,为了避免V2O5在还原过程中挥发,预还原温度应控制在V2O5熔点(678℃)以下;经过650℃预还原4h,试样中的V2O5才能全部转化为低价态的钒氧化物;V2O5在N2气氛下自还原时,还原终温低于1 271℃时,还原产物优先生成VN,还原终温高于1 271℃时,还原产物中才会出现大量VC;为保证还原产物的高氮和低碳含量,应将还原氮化最终温度控制在1 200～1 300℃。     

鲕状赤铁矿悬浮焙烧的磁性研究

针对鄂西某鲕状赤铁矿进行悬浮焙烧研究,并采用振动样品磁强计、X射线衍射分析仪、穆斯堡尔谱仪分析还原温度、还原时间、氧化温度、颗粒粒度对焙烧物料磁性和物相组成的影响规律.结果表明:铁矿石经悬浮焙烧后磁性明显增强,且焙烧物料磁性与强磁性铁矿物的含量呈正比.当还原温度为550~650℃时,还原物料的磁化强度和比磁化率随还原温度的升高而升高,超过700℃后则随之降低.延长还原时间可提高还原物料的磁化强度和比磁化率.焙烧物料中γ-Fe2O3含量随氧化温度升高而增加,在氧化温度为350℃时物料中γ-Fe2O3的含量达到最大值.当焙烧物料颗粒粒度小于15μm时,颗粒的磁化强度和比磁化率随之降低,而剩磁和矫顽力则随之增加.     

熔分过程中铌、磷在渣铁两相间的分配比

以白云鄂博铌精矿经预还原后在电炉内熔分所形成的渣铁体系为研究对象,通过实验考察了熔分过程中铌、磷在渣铁两相间分配比的变化规律.结果表明,在本实验条件下,铌、磷的分配比随铁液中碳质量分数的增加而减小,当碳达到饱和时,铌氧化物会在渣铁界面处被还原为碳化铌,熔分终点w［C］应控制在342%以下;铌、磷的分配比随温度升高而减小,熔分温度可控制在1450℃左右;铌、磷的分配比随渣中FeO质量分数的增加而增大,熔分终点w(FeO)应控制在585%左右;铌、磷的分配比随熔渣光学碱度的升高而增大,添加MgO可明显降低磷的分配比.     

临江羚羊铁矿石深度还原试验研究

针对原矿品位为34.79%的吉林临江羚羊铁矿石,进行了深度还原单因素条件试验;考察了还原温度、还原时间、料层厚度等因素对深度还原及磁选分离结果的影响.试验结果表明,还原温度、还原时间对深度还原过程的影响较大.在配煤过剩倍数2.0,还原煤粒度-1.5 mm和矿石粒度-2.0 mm的条件下,适宜的深度还原条件为还原温度1 275℃,还原时间50 min,料层厚度30 mm.在该试验条件下,获得了最终产品含铁质量分数93.05%,回收率85%,金属化率91.29%,达到我国炼钢用直接还原铁H92产品标准要求.     

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.     

铬铁矿固态碳热还原过程的影响因素

 铬铁矿是一种重要的国家战略资源,它是冶金、耐材和化工领域的重要原料,但在其开采过程中产生的大量矿粉一直难以高效利用.为了能够解决这一难题,科研工作者提出了铬铁矿的固态碳热还原工艺,即将矿石粉末与固体碳的混料在高温炉中直接进行还原反应,此工艺能使铬铁矿中铁的氧化物被选择性还原,从而提高了矿石的铬铁比.本文在系统分析铬铁矿碳热还原反应机理的基础上,着重研究了还原温度、还原时间、还原剂类型、气体流速、矿粉粒度与球团尺寸、添加剂类型等因素对铬铁矿固态碳热还原过程的影响作用,以期为实现低品位铬铁矿粉的高效综合利用提供指导.研究得出多数因素对铬铁矿固态碳热还原反应的影响是非线性的,在作用区间内往往存在最优值.因此,适宜工艺条件的选择对于得到高质量产品、降低生产成本有重要意义.     

CaF2强化红土镍矿自还原过程中金属相聚集长大行为

针对高镁高硅型中低品位红土镍矿,采用煤基自还原-细磨-磁选工艺制备镍铁粉,研究了内配碳比对红土镍矿中铁、镍氧化物自还原的影响,CaF_2对红土镍矿自还原过程中氧化物的还原、金属相的析出及聚集长大的影响规律。研究表明在CaF_2作用下通过降低内配碳比可抑制氧化铁的还原,从而获得镍品位较高的镍铁粉,但相应牺牲镍的回收率;CaF_2能与红土镍矿中高熔点的硅酸盐脉石通过固相反应生成低熔点的透闪石(Ca_2Mg_5(Si_4O_(11))_2F_2),使硅酸盐矿物结构由岛状转变为链状,提高硅酸盐矿物反应活性,促进镍、铁氧化物的还原;通过降低红土镍矿脉石相的熔化性温度,CaF_2能明显强化红土镍矿自还原过程中金属相的析出、聚集和长大,促进镍铁与脉石的有效分离,从而大幅度提高镍铁粉中镍和铁的品位及金属元素的回收率。     

铬铁矿球团焙烧固结特性

本文系统研究铬铁矿球团的焙烧固结特性.结果表明：预热时间对于预热球强度影响不大,在预热时间为10 min时,随着预热温度的提高,预热球强度和氧化率呈直线型增加,适宜温度为1050益,此时预热球强度可达每个400 N以上;与传统铁矿球团相比,铬铁矿球团焙烧所需的温度高,焙烧时间为10 min时,焙烧温度从1250益提高到1350益,球团强度从每个1078 N提高到1973 N.在铬铁矿球团预热和焙烧过程中,铬尖晶石( Fe,Mg)( Cr,Fe,Al)2 O4氧化生成富镁的( Fe,Mg)( Cr, Fe,Al)2O4和铬铁铝复合氧化物(Cr,Fe,Al)2O3,当温度高于1000益时,(Cr,Fe,Al)2O3新相生成,其主要以环状分布在颗粒外层,颗粒内部为针状与(Fe,Mg)(Cr,Fe,Al)2O4形成交织结构,降低Cr/Fe比或升高焙烧温度均有助于(Cr,Fe,Al)2O3向颗粒外层富集和再结晶长大,有利于球团的固结,提高球团强度.     

Carbothermic reduction characteristics of ludwigite and boron-iron magnetic separation

Ludwigite is a kind of complex iron ore containing boron, iron, and magnesium, and it is the most promising boron resource in China. Selective reduction of iron oxide is the key step for the comprehensive utilization of ludwigite. In the present work, the reduction mechanism of ludwigite was investigated. The thermogravimetry and differential scanning calorimetry analysis and isothermal reduction of ludwigite/coal composite pellet were performed. Ludwigite yielded a lower reduction starting temperature and a higher final reduction degree compared with the traditional iron concentrates. Higher specific surface area and more fine cracks might be the main reasons for the better reducibility of ludwigite. Reducing temperature highly affected the reaction fraction and microstructure of the reduced pellets, which are closely related to the separation degree of boron and iron. Increasing reducing temperature benefited the boron and iron magnetic separation. Optimum magnetic separation results could be obtained when the pellet was reduced at 1300℃. The separated boron-rich non-magnetic concentrate presented poor crystalline structure, and its extraction efficiency for boron reached 64.3%. The obtained experimental results can provide reference for the determination of the comprehensive utilization flow sheet of ludwigite.