难选菱铁矿流态化预氧化-低温还原磁化焙烧

磁化焙烧–弱磁选联合工艺是目前实现低品位难选铁矿高效铁资源富集利用的最有效工业化方案之一。菱铁矿（碳酸亚铁）和赤铁矿（三氧化二铁）是两种主要弱磁性难选含铁矿物,菱铁矿在常规工业化赤铁矿还原磁化焙烧条件下会生成弱磁性浮氏体,进而降低磁性物相转化率和最终弱磁选精矿铁元素收得率。对此,本文提出了菱铁矿流态化预氧化–低温还原的磁化焙烧高效物相转化方案,并以低品位陕西菱铁矿为样品进行了系统研究。研究发现,菱铁矿在快速预氧化过程中会生成弱磁性和强磁性三氧化二铁两种铁氧化物,其中强磁性三氧化二铁500–550℃还原焙烧产物除工艺目标物相强磁性四氧化三铁外,还有部分由不稳定四氧化三铁被进一步还原生成的弱磁性浮氏体。预氧化产物只有在更低温度还原焙烧才能实现目标四氧化三铁产物相的稳定存在,优化的菱铁矿流态化快速焙烧完全磁化转变工艺参数为610℃预氧化2.5 min再低温450℃还原焙烧5 min,菱铁矿经此条件磁化焙烧后磨矿弱磁选分离能够达到精矿铁含量62.0wt%、铁元素收得率88.36%的优良指标,相比常规直接还原焙烧铁元素收得率大幅提高34.33%,可以实现低品位难选菱铁矿的高效物相转化资源利用。本文提出的预氧化-低温还原焙烧方案也具有适用于菱铁矿–赤铁矿共伴生铁矿全范围含量比例共磁化焙烧的特点。     

闪速磁化焙烧及铁矿物的微观相变特征

针对酒泉钢铁(集团)公司粒度小于0.30 mm的富含镜铁矿、褐铁矿和镁(锰)菱铁矿难选铁粉料,介绍采用闪速磁化焙烧动态试验装置开发我国难选低品位细粒级铁矿资源的试验效果;对闪速磁化焙烧前、后相关产品进行光学显微镜观察、XRD和EPMA检测分析,研究焙烧前后铁矿物的相变情况及微观特性.研究结果表明:在弱还原气氛和740～800 ℃条件下,通过60 s之内的闪速磁化焙烧处理,可获得铁品位为55.51%～55.35%的弱磁选铁精矿;弱磁性细粒铁矿物的相变均转变为龟裂较为发育的人造磁铁矿,产物中未见菱铁矿和强磁性的γ-Fe2O3;人造磁铁矿其镜下微观形貌与反光特征仍有差异,且由菱铁矿中的Mg和Mn特征元素含量有差别,可将其区分.     

镍红土矿加压浸出渣磁化焙烧-弱磁选铁精矿的研究

以镍红土矿加压酸浸渣为原料(其主要成分是以赤铁矿为主的铁矿物),对其进行磁化焙烧-弱磁选铁精矿的实验研究,确定还原焙烧-弱磁选工艺的优化条件。研究结果表明该工艺的优化条件是:无烟煤质量分数为20%,焙烧温度为750℃,焙烧时间为60 min,冷却方式为水冷,弱磁选磁场强度为195 kA/m,在此最优条件下,铁品位和回收率分别为64%和94%,精矿中S质量分数为0.16%,达到了钢铁对铁精矿成分的要求。     

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.     

褐铁矿和菱铁矿悬浮磁化焙烧反应行为及非等温动力学

为实现褐铁矿资源的低碳开发利用,本研究提出以菱铁矿作为清洁还原剂用于褐铁矿的磁化焙烧。在菱铁矿用量40wt%、焙烧温度700°C、焙烧时间10 min的最佳悬浮磁化焙烧条件下,磁选可以获得铁精矿铁品位65.92wt%、铁回收率98.54wt%的良好指标。磁性分析表明,悬浮磁化焙烧实现了弱磁性铁矿物向强磁性铁矿物的转化,从而实现了通过弱磁选回收铁矿物。相变分析表明,在悬浮磁化焙烧过程中,褐铁矿首先脱水并转化为赤铁矿,然后菱铁矿分解生成磁铁矿和CO,其中CO将新形成的赤铁矿还原为磁铁矿。微观结构演化分析显示,新生磁铁矿颗粒疏松多孔,颗粒结构明显破坏,有利于后续磨矿。非等温动力学分析结果表明,褐铁矿和菱铁矿之间的主要反应符合二维扩散机制,表明反应过程主要受CO扩散控制。试验结果为使用菱铁矿作为悬浮磁化焙烧的清洁还原剂提供了理论依据。     

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。     

东鞍山浮选尾矿预富集精矿悬浮磁化焙烧试验研究

为实现东鞍山铁矿石浮选尾矿的资源化利用,对浮选尾矿预富集精矿开展了悬浮磁化焙烧试验研究.结果表明,浮选尾矿预富集精矿主要矿物组成为赤褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿和石英,TFe品位为31.13%.浮选尾矿预富集精矿适宜的悬浮磁化焙烧工艺参数为:气体流量600mL/min,氢气体积分数20%,焙烧温度520℃,焙烧时间20min.焙烧产品经弱磁选可得铁精矿的TFe品位为64.23%,回收率为79.53%.焙烧产品的铁物相,XRD,VSM分析表明,经过悬浮磁化焙烧后,原矿中赤褐铁矿和碳酸铁转变为磁铁矿,矿石的饱和磁化强度和磁化率增强.     

同步还原焙烧法降低循环流化床固硫粉煤灰三氧化硫并回收铁精矿实验

以重庆安稳电厂高烧失量、高SO3和铁质量分数的循环流化床固硫粉煤灰为例,运用同步还原焙烧—湿法弱磁选铁精矿方法对粉煤灰进行协同降硫和选铁实验:以粉煤灰中未燃尽碳作还原剂而无须额外添加,在一次还原焙烧工序中同步实现了粉煤灰中SO3载体矿物无水石膏(Ca SO4)的分解以及赤铁矿(Fe2O3)的磁化;采用水淬法冷却,湿法弱磁选铁精矿,在水淬和湿法磁选阶段Ca SO4分解产物Ca S水化生成粉煤灰的有益组分Ca(OH)2;另一水化产物H2S气体亦予以回收利用。研究结果表明:循环流化床固硫粉煤灰经900℃下还原焙烧15 min,再经水淬快速冷却、湿法弱磁选铁精矿,可获得总铁回收率49.8%、品位52.9%的铁精矿;处理后的粉煤灰烧失量和SO3质量分数分别降至5.3%和1.32%,达到GB/T 1596—2005"用于水泥和混凝土中的粉煤灰"中的相应指标。     

云南惠民铁矿微波磁化焙烧工艺

基于云南惠民铁矿主要为细粒浸染结构、氧化矿的主要铁矿物为褐铁矿,以氧化矿为研究对象,采用微波磁化焙烧-弱磁选工艺分选铁矿石,考查微波焙烧温度、还原剂用量、磁选磁场强度对分选指标的影响。研究结果表明:在焙烧温度为800℃,还原剂用量为12%,还原时间为12 min,磁选磁场强度为119.37 kA/cm的条件下,获得铁精矿品位为59.31%,回收率为81.92%,证实微波磁化焙烧铁矿石的方法可行,为难选铁矿石的分选提供了一种新的思路。     

山西某贫赤铁矿氢气还原-弱磁选实验研究

以氢气为还原剂,通过改变还原反应温度、还原反应时间、磁选条件对山西某贫赤铁矿进行还原-弱磁选实验。还原磁化矿采用弱磁磁选工艺,得到高品位铁精矿。采用光学显微镜、XRD、H2-TPR、元素分析(ICP)和化学分析等手段对原矿组成及矿石结构进行分析。结果表明:山西某贫赤铁矿是一种典型的低品位(28.63%)、极细粒、沉积型难选赤铁矿。通过实验得到的最佳工艺条件为:焙烧还原温度440℃,还原时间75min,气体总流速100L/h,H2体积分数50%(N2为平衡气),一段磨矿20min,磁场强度0.229T.采用此工艺可得到精矿铁品位,铁回收率分别达到50.45%,60.92%.氢气还原-弱磁选工艺为山西难选贫赤铁矿的开发利用提供了依据。     

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.     

东鞍山含碳酸盐铁矿石悬浮磁化焙烧试验

介绍了一种半工业试验用悬浮焙烧设备,并考察了焙烧温度、还原气体CO及流化气体N₂用量对东鞍山含碳酸盐铁矿石预富集粗精矿悬浮焙烧效果的影响.试验结果表明,在焙烧温度540℃,还原气体CO用量4m³/h及流化气体N₂用量2m³/h的条件下,焙烧物料经磨矿-磁选后可获得铁品位66.1%,回收率91.2%的铁精矿.铁的化学物相、光学显微结构及穆斯堡尔谱分析表明,经悬浮焙烧后弱磁性的菱铁矿和赤铁矿转化为了强磁性的磁铁矿,部分结晶粒度较粗(>100μm)的赤铁矿仅颗粒表面转变为磁铁矿,但这种Fe₂O₃@Fe₃O₄核壳结构的新生磁铁矿由于磁性较强,在后续磁选过程中依然能够得到有效的回收,并不会影响分选效果.     

Feasibility of co-reduction roasting of a saprolitic laterite ore and waste red mud

Large scale utilization is still an urgent problem for waste red mud with a high content of alkaline metal component in the future. Laterite ores especially the saprolitic laterite ore are one refractory nickel resource, the nickel and iron of which can be effectively recovered by direct reduction and magnetic separation. Alkaline metal salts were usually added to enhance reduction of laterite ores. The feasibility of co-reduction roasting of a saprolitic laterite ore and red mud was investigated. Results show that the red mud addition promoted the reduction of the saprolitic laterite ore and the iron ores in the red mud were co-reduced and recovered. By adding 35wt% red mud, the nickel grade and recovery were 4.90wt% and 95.25wt%, and the corresponding iron grade and total recovery were 71.00wt% and 93.77wt%, respectively. The X-ray diffraction (XRD), scanning electron microscopy, and energy dispersive spectroscopy (SEM-EDS) analysis results revealed that red mud addition was helpful to increase the liquid phase and ferronickel grain growth. The chemical compositions “CaO and Na₂O” in the red mud replaced FeO to react with SiO₂ and MgSiO₃ to form augite.     

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.     

Effect of reduction roasting by using bio-char derived from empty fruit bunch on the magnetic properties of Malaysian iron ore

Beneficiation of Malaysian iron ore is becoming necessary as iron resources are depleting. However, the upgrading process is challenging because of the weak magnetic properties of Malaysian iron ore. In this study, bio-char derived from oil palm empty fruit bunch (EFB) was utilized as an energy source for reduction roasting. Mixtures of Malaysian iron ore and the bio-char were pressed into briquettes and subjected to reduction roasting processes at 873–1173 K. The extent of reduction was estimated on the basis of mass loss, and the magnetization of samples was measured using a vibrating sample magnetometer (VSM). When reduced at 873 K, the original goethite-rich ore was converted into hematite. An increase in temperature to 1073 K caused a significant conversion of hematite into magnetite and enhanced the magnetic susceptibility and saturation magnetization of samples. The magnetic properties diminished at 1173 K as the iron ore was partially reduced to wustite. This reduction roasting by using the bio-char can assist in upgrading the iron ore by improving its magnetic properties.     

深度还原-弱磁选回收稀土尾矿中铁的试验研究

对某全铁品位为1625%的稀土尾矿进行了深度还原-弱磁选回收铁试验研究,研究了还原剂种类及用量、焙烧温度及时间、磨矿细度及磁场强度对铁精矿品位和回收率的影响,并采用SEM,XRD等手段对稀土尾矿、焙烧产物、铁精矿进行了测试.结果表明,在烟煤质量分数30%,焙烧温度1300℃,焙烧时间60min,磨矿细度-0074mm占75%,磁场强度118kA/m的条件下,所得铁精矿TFe品位可达8076%,铁回收率可达9324%;稀土尾矿经深度还原后,其中的赤、褐铁矿、硅酸铁等含铁矿物转化为单质铁,铁精矿品位和回收率较常规选矿方法大幅度提高,同时脉石矿物组成简单,有利于萤石的富集回收.     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

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.     

高铝铁矿石工艺矿物学特征及铝铁分离技术

研究高铝褐铁矿石的工艺矿物学特性及其对铝铁分离的影响.研究结果表明,铁矿物主要为针铁矿和赤铁矿;铝的载体矿物主要是以微细颗粒集合体被针铁矿包裹的三水铝石和以类质同象存在于针铁矿中的铝;铝硅酸盐矿物呈分散状或浸染状与针铁矿共生,铁铝赋存关系十分复杂.强磁选、磁化焙烧-磁选不能有效破坏矿石中铝、铁细粒嵌布和类质同象结构,铝铁分离效果不明显;钠盐焙烧-浸出工艺能有效实现高铝褐铁矿的铝铁分离,当原矿全铁含量为48.92%,Al2O3含量为8.16%,SiO2含量为4.24%时,可获得全铁品位为62.84%,Al2O3含量为2.33%,SiO2含量为0.45%的铁精矿,铁的回收率为98.56%.