深度还原分离回收含铌铁尾矿中铌和铁的试验研究

以某稀土综合尾矿经磨矿-磁选-浮选处理后的含铌铁尾矿为对象,采用深度还原焙烧的方法分离回收铌和铁,研究还原焙烧条件对铌、铁分离效果的影响。结果表明,还原剂种类对铁回收率的影响较为显著,对铌的分离回收影响相对较小,还原剂为褐煤时铁回收率最高;还原时间的延长、焙烧温度的升高以及助熔剂用量的增加均有利于铌、铁的分离回收;在还原剂褐煤用量为10%、助熔剂用量为15%、还原时间为60min、还原温度为1300℃的条件下可实现含铌铁尾矿中铌、铁的高效分离回收,得到w(TFe)为94.82%的铁精矿,铁回收率为99.53%,同时还得到w(Nb2O5)为0.3519%的铌粗精矿,铌回收率为99.62%。     

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%.     

高铁难选铁尾矿低温深度还原试验研究

针对高铁难选铁尾矿嵌布粒度细、传统选矿很难将其与脉石矿物分离的问题,采用了深度还原对其进行处理。在高温下进行的深度还原,加入助熔剂可有效降低还原温度,减少能耗。通过深度还原还原剂用量、助熔剂用量和温度、焙烧时间、磨矿细度以及磁选强度条件试验,确定工艺最佳条件为:原矿:无烟煤:Na2CO3=7∶4∶4,还原温度1 050℃,还原时间30 min,磨矿细度-0.074 mm占88.6%,一段磁选,磁场强度100 k A/m下,经综合试验最终产品品位达到90.04%,回收率93.53%。     

金川镍弃渣铁资源回收综合利用

针对金川镍弃渣的特点,采用深度还原-磁选工艺,对其进行铁资源回收的综合利用实验研究,获得了铁品位为89.84%,铁回收率达93.21%的铁精矿. 探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对产品指标和分离效果的影响. 通过X射线衍射分析、光学显微分析、SEM分析、化学分析等手段确定了镍弃渣与铁精矿的物相组成和特点.     

从铜熔炼渣中回收铁的研究

模拟链篦机-回转窑工艺直接还原磁选回收铜渣尾矿中的铁,试验研究了碱度、预热温度、预热时间、还原温度、还原时间及煤矿比等因素对铁精矿质量的影响.结果表明:碱度为0.3,预热温度为1 000℃,预热时间为9 min,还原温度为1 200℃,还原时间为70 min,煤矿比为2:1,焙烧矿球磨时间为20 min(小于0.074 mm,占95%左右)以及磁场强度为0.08 T的条件下,铁品位及回收率均达到90%以上.     

拜耳法赤泥深度还原提铁实验

针对国内某高铁拜耳赤泥的特点进行了深度还原--磁选实验,探讨了还原剂量、添加剂量、还原温度、还原时间、磨矿细度和磁场强度等不同影响因素对铁精矿品位和回收率的影响.通过化学多元素分析、X射线衍射分析、扫描电镜和能谱分析等方法,确定了原赤泥及所得铁精矿的物相组成和特点.在不采用添加剂时,所得铁精矿的品位为85.66%,回收率为91.86%;采用添加剂时,所得铁精矿的品位为91.23%,回收率为93.13%.     

难选赤褐-菱铁矿离析焙烧-弱磁选提铁研究

针对重庆綦江沉积型赤褐-菱铁矿,提出离析焙烧-弱磁选工艺实现提铁。矿石与氯化钙、焦炭混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧,铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后,焙烧矿采用弱磁选回收铁。研究结果表明:焙烧矿中产生了以磁铁矿(Fe3O4)、金属铁(Fe)为主的新矿相及少量的氧化亚铁(Fe O)新矿相,实现了铁与其他杂质的有效分离。在离析焙烧温度为950℃、离析焙烧时间为60 min、氯化钙和焦炭质量分数分别为4%和15%、弱磁选磁场强度H为0.10 T、弱磁选磨矿细度小于0.038 mm的铁精矿质量分数为95%的综合工艺条件下,得到了铁品位为72.02%,硫和磷质量分数分别为0.080%和0.053%,铁回收率为82.09%的铁精矿分选指标,提铁效果显著。     

难选鲕状赤铁矿深度还原-磁选实验研究

针对国内某种难选鲕状赤铁矿的特点,进行了深度还原--磁选实验研究,探讨了还原温度、还原时间、二元碱度、磨矿细度和磁场强度等不同实验条件对渣铁分离效果和产品指标的影响.通过光学显微分析、X射线衍射分析、SEM和化学分析等手段确定了原矿与产品的物相组成与特点.在还原温度为1200℃、还原时间为2h及二元碱度为0.2的工艺条件下,获得了品位为91.94%、回收率为95.85%的铁精矿粉.分析表明,所得铁精粉的品位高,有害杂质少.     

青海某石棉尾矿共伴生磁铁矿的综合回收研究及生产实践

针对青海某石棉尾矿中伴生的磁铁矿进行了多方案的回收利用试验研究,最终采用干式磁选富集—磨矿—湿式弱磁选提高铁精矿品位的选矿流程,获得了铁精矿产率5.58%,精矿品位TFe 55.40%,铁回收率56.02%的试验成果.目前选矿厂已建成383万t/a石棉尾矿的干选-磨矿-磁选系统,每年从选矿厂石棉尾矿中回收TFe 55%的铁精矿20万吨,铁回收率56%.     

某地区鲕状赤铁矿还原焙烧-弱磁选试验研究

鲕状赤铁矿选矿一直被认为是世界选矿难题。本文针对某地区难选鲕状赤铁矿进行了焙烧—弱磁选试验研究,在焙烧温度900℃,焙烧时间80分钟,矿煤比12,磨矿细度-0.074mm占85%,磁场强度为70KA/m条件下,经过一次精选,可获得品位63.57%,回收率85.98%的铁精矿。     

大西沟难选菱铁矿石综合利用新工艺

采用强磁预选—磁化焙烧—磁选联合工艺对大西沟难选菱铁矿石进行试验研究.结果表明:在磨矿细度-74μm占55%、强磁粗选磁场强度318kA/m、强磁扫选磁场强度717kA/m的条件下，可得到TFe品位为28.47%、回收率为96.78%的强磁精矿；强磁精矿在中性气氛中于焙烧温度700℃、焙烧时间40min、磨矿细度-43μm占95%、弱磁选磁场强度104kA/m的综合条件下，获得TFe品位为59.29%、回收率87.50%的精矿产品.XRD、光学显微镜和VSM等分析结果表明:难选菱铁矿和褐铁矿经焙烧后转变为易选磁铁矿，新生成的磁铁矿表面疏松多孔，多呈胶状，与脉石矿物紧密共生，其磁化强度和比磁化系数均显著提高.     

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。     

Recovery of iron from copper tailings via low-temperature direct reduction and magnetic separation: process optimization and mineralogical study

Currently, the majority of copper tailings are not effectively developed. Worldwide, large amounts of copper tailings generated from copper production are continuously dumped, posing a potential environmental threat. Herein, the recovery of iron from copper tailings via low-temperature direct reduction and magnetic separation was conducted; process optimization was carried out, and the corresponding mineralogy was investigated. The reduction time, reduction temperature, reducing agent (coal), calcium chloride additive, grinding time, and magnetic field intensity were examined for process optimization. Mineralogical analyses of the sample, reduced pellets, and magnetic concentrate under various conditions were performed by X-ray diffraction, optical microscopy, and scanning electron microscopy-energy-dispersive X-ray spectrometry to elucidate the iron reduction and growth mechanisms. The results indicated that the optimum parameters of iron recovery include a reduction temperature of 1150℃, a reduction time of 120 min, a coal dosage of 25%, a calcium chloride dosage of 2.5%, a magnetic field intensity of 100 mT, and a grinding time of 1 min. Under these conditions, the iron grade in the magnetic concentrate was greater than 90%, with an iron recovery ratio greater than 95%.     

高压辊磨超细碎对攀西钒钛磁铁矿分选的影响

对攀西钒钛磁铁矿进行了高压辊磨超细碎及其选别试验.当入料d80为155mm时,辊压中料-32mm产率为9105%,-0074mm产率为1529%,P80降低至155mm,边料及闭路循环工艺对粉碎产品粒度特性的影响也非常明显.采用“铁钛平行分选”工艺对高压辊磨超细碎的-32mm攀西钒钛磁铁矿进行了选别试验.结果表明,选铁流程在磨矿细度为-0074mm占45%时,铁精矿Fe品位可达5505%,回收率7064%;选钛流程在-0074mm占80%时,钛精矿TiO2品位4778%,回收率3516%.     

白云鄂博尾矿一步法焙烧实验研究

采用差热分析(TG-DTA)和X射线衍射(XRD)方法研究了C-Ca(OH)₂-NaOH体系焙烧白云鄂博尾矿的过程,考察了焙烧温度、焙烧时间、煤用量、Ca(OH)₂用量及NaOH用量对尾矿中稀土矿分解和赤铁矿还原的影响.结果表明:在焙烧温度为650℃,焙烧时间为60min,煤加入量为2%,Ca(OH)₂加入量为4%,NaOH加入量为2%的条件下,赤铁矿可以有效地还原为磁铁矿,还原磁化率为2.37;同时,稀土矿有效地分解成稀土氧化物,稀土浸出率达98.39%.     

东鞍山贫铁矿石磁选预富集行为

针对东鞍山贫铁矿石(Fe质量分数34.60%)中含有赤铁矿、磁铁矿和少量的菱铁矿,提出了一种弱磁粗选-高梯度扫选的预富集工艺,并借助XRD、铁的化学物相分析及扫描电镜(SEM)考察了磁场强度和原料磨矿细度对东鞍山铁矿石预富集行为的影响.结果表明,在磨矿细度-0.074mm占70%(质量分数)、弱磁粗选磁场强度120mT、高梯度扫选Ⅰ磁场强度300mT及高梯度扫选Ⅱ磁场强度800mT的条件下,可获得Fe质量分数42.67%、回收率95.45%的预富集精矿;磁铁矿富集于弱磁粗选作业中,赤铁矿和菱铁矿在高梯度扫选作业中得到有效富集,尾矿中丢失的铁矿物主要为微细粒赤铁矿(＜10μm),由于受到的磁性捕获力弱而无法得到回收.     

多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺的实验研究

针对现有含硼铁精矿硼铁分离工艺所存在的弊端,提出了含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺,并通过热力学分析和实验室研究进行了验证.研究表明:对于辽宁凤城Fe和B2O3质量分数分别为5605%和386%的含硼铁精矿,最佳的选择性还原-选分工艺参数如下:配碳比08~10,还原温度1275~1300℃,还原时间不小于20min,还原煤粒度为-0075mm,分选时的磁场强度为50mT.得到的选分产物为高金属化率的金属铁粉,可进一步处理用于钢铁生产;选分尾矿为高品位的含硼资源,可作为硼工业的优质原料.     

刚果（金）曼甘塔尾矿中金赋存状态及综合回收技术

曼甘塔尾矿位于刚果(金)Mai-Ndombe地区,该尾矿平均含Au 9.9×10~(-6),具有较高的综合回收价值。为确定合理经济的综合回收方案,开展曼甘塔尾矿中金赋存状态研究,研究使用偏光显微镜、物相分析、扫描电镜及能谱分析等多种测试手段查明了曼甘塔尾矿中含金矿物的种类、赋存状态及与其他矿物的连生关系,并通过粒度筛析结合镜下统计结果确定了曼甘塔尾矿中自然金的嵌布粒度和解离度。结果表明:曼甘塔尾矿中的金主要以自然金形态赋存,多呈不规则状、粒状包裹于褐铁矿等矿物中,且嵌布粒度细小,解离度较低。结合工艺矿物学研究结果,确定了在入选磨矿细度-74μm占91%条件下,原矿筛分分级—螺旋溜槽重选的工艺流程,全流程在尾矿矿石含Au 9.9×10~(-6)条件下,重选获得总金精矿含Au 108.48×10~(-6),Au回收率达到了67.34%,实现了曼甘塔尾矿有价金属的综合回收。