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%.     

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.     

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。     

宝鸡地区硫酸渣资源及综合利用

文中从五方面讨论了宝鸡地区硫酸渣资源，综合利用现状及发展前景，介绍了以氧化脱硫，磁化焙烧，湿式磁选工艺获得含硫，磷低，铁品位高符合冶金工业用矿要求铁精矿粉，以及由其经改性硫酸焙烧直接生产氧化铁红颜料工艺原理及应用前景。     

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.     

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.     

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.     

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。     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

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。     

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.     

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.     

从硫酸渣中回收铁精矿的试验研究

硫酸渣中含有大量的铁矿物,为了充分利用资源和利于环保,进行了选矿试验.介绍了从硫酸渣中提高铁精矿品位的工艺流程,经过预先分级,磁选机选别,粗精矿再用磁选柱选别,获得了品位65.07%、回收率73.24%的铁精矿.     

煤基直接还原—磁选超微细贫赤铁矿新工艺

针对某种超微细粒贫赤铁矿难选的特点,开发了煤基直接还原一磁选新工艺,制备出高品位铁精矿。采用预热团块煤基直接还原工艺制取高金属化率的直接还原团块,经磨矿一磁选,得到高品位高金属化率的铁精矿,从而为开发利用微细粒嵌布复杂低品位铁矿提供了理论依据。通过对还原温度、还原时间及C与Fe质量比等条件的优化,得到金属化率93．72％的还原矿,经三段磨矿一三段磁选得到Fe似为69．54％,金属化率为98．01％,且有害杂质含量少的铁精矿。该工艺所得的高金属化率的铁精矿可直接作为转炉炼钢的原料。     

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%.     

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。     

河北某地微细粒赤铁矿选矿工艺研究

对河北某地微细粒级的赤铁矿分别用阶段磨矿-重选-弱磁选-高梯度磁选-阴离子反浮选和阶段磨矿-弱磁选-高梯度强磁选-反浮选试验流程进行选别试验,前者所得的选矿指标为,精矿产率为44.32%,铁品位为62.88%,铁回收率为79.84%。后者的试验指标为,精矿产率为43.29%,品位为65.32%,铁回收率为80.43%。     

褐铁矿气基磁化焙烧及分选新技术

本研究是通过对某铁品位为30.16%褐铁矿采用制粒—气基磁化焙烧—磁选工艺进行试验研究。原料研究发现褐铁矿与脉石矿物的镶嵌关系较为复杂,属难选矿石。试验中对原料进行部分润磨处理后进行制粒为2mm～3mm,750℃下氧化焙烧5min,在气氛为CO/CO2/N2比为20/40/40气氛725℃焙烧温度10min,分选条件为磨矿90s、磁场强度为1.0KA/m下铁精矿品位达61.23%,此时的回收率达86.19%。     

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。