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.     

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.     

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.     

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.     

高砷河道尾砂还原焙烧脱砷研究

【目的】对河道尾砂富集分离形成的高砷尾砂进行脱砷处理,使之达到高炉冶炼的要求。【方法】在前期氧化焙烧脱砷研究的基础上,分别采用煤基还原焙烧工艺和气基还原焙烧工艺对含砷量为0.47%的河道尾砂氧化焙烧渣进行脱砷试验。考察焙烧温度、时间、还原气氛CO/(CO+CO_2)和空气流速等主要影响因子对脱砷效果的影响。【结果】气基还原焙烧的脱砷效果优于煤基还原焙烧。气基还原焙烧的适宜条件:焙烧温度900℃、焙烧时间约30min、CO/(CO+CO_2)浓度20%、气体流量0.5m3/h;在适宜的气基还原焙烧条件下,焙烧尾砂中砷的含量可降至0.058%,脱砷率达87.66%。【结论】经气基还原焙烧工艺得到的河道尾砂还原焙烧渣能满足高炉炼铁的要求。     

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。     

含钛高炉渣钛组分富集-分选试验研究

对攀钢集团有限公司含钛高炉水淬渣进行定向富集,并对富集渣进行浮选研究.结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、碱度R=3.0、渣中CaF2加入量为6%、焙烧时间为4 h及冷却速率为10 ℃/min的条件下,钙钛矿的晶粒可长大到40 μm左右;在羟肟酸用量为12 kg/t,pH值为9,起泡剂为2#油的条件下进行浮选,精矿中TiO2品位可达到50%左右,TiO2回收率约为35%;尾矿中TiO2品位在10%左右.     

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.     

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。     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

高磷褐铁矿的钠盐强化还原焙烧—磁絮凝分离

研究高磷褐铁矿工艺矿物学的特性,开发钠盐强化还原焙烧—磁絮凝提铁脱磷的新工艺.采用光学显微镜、XRD和EDAX分析研究焙烧前后相关产品的微观特征,并对精矿TFe品位以及P含量进行分析.研究结果表明:褐铁矿主要为针铁矿和赤铁矿的复合矿物;磷主要以氟磷灰石(Ca5(PO4)3F)的形式存在.在温度为1 050℃,m(煤)/m(矿)为3:20的条件下,还原120min后焙烧矿样中铁粒径小,磷铁分离困难;当添加10％的Na2CO3后,焙烧矿中铁粒径粗化,金属铁的衍射峰值强度增强.还原矿样磨至＜26 μm粒级含量约占90％时,采用磁絮凝可制备出TFe 69.87％、含磷0.28％、铁回收率为78.18％的铁精矿.添加Na2CO3可提高FeO的还原反应活度,优化还原过程中传热和传质条件,强化氧化铁的还原;磁絮凝则强化了细粒级磁性矿物的回收.     

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%.     

MHA黏结剂在钒钛磁铁矿氧化球团制备中的应用

应用已发明的MHA黏结剂替代膨润土制备钒钛磁铁矿氧化球团,获得质量优良的高炉冶炼原料。研究表明:当MHA用量为0.25%,在预热温度950℃,预热时间10 min,焙烧温度1 250℃,焙烧时间10 min的条件下,获得的预热球团抗压强度为522 N/个,焙烧球团抗压强度为3 702 N/个。与2.0%膨润土球团矿比较,MHA成品球团的抗压强度略低,而TFe品位明显提高1.11%。2种黏结剂球团矿的还原性能指标接近。MHA球团黏结剂在氧化球团矿生产中具有良好的应用前景。     

CO_2对煤低温氧化反应过程的影响实验研究

为了深入研究CO2对煤低温氧化反应的影响,利用程序升温油浴实验装置,研究在不同CO2浓度下煤样的自燃特性。采集南屯矿煤样,破碎并筛分出混合平均粒径为4.18 mm的煤样,向试验管煤样中通入不同配比的混合气体,实验控制升温速度为0.3℃/min,供气量为190 mL/min.测定在6种不同浓度CO2气氛下的煤样低温氧化特性,实验结果表明:CO2浓度越高,煤样耗氧速率越小,CO产生率降低。在起始阶耗氧速率相差不大,煤氧复合作用以物理吸附和化学吸附为主,后期阶段以化学反应为主,变化明显。相比于空气气氛下,CO2气氛下煤样活化能有所提高,在40~100℃的温度范围内煤氧作用的活化能值由17.85 kJ/mol升高至22.71 kJ/mol,氧化反应速率降低,表明CO2的加入降低了煤的氧化反应速率,抑制了煤的氧化反应。     

粉煤灰硫酸焙烧熟料溶出液的除铁过程研究

对粉煤灰硫酸焙烧熟料溶出液空气和双氧水两段协同除铁过程进行研究。研究结果表明:当恒定空气流速为50 m L/min和全程搅拌速率为500 r/min时,在空气氧化时间为7 h,空气氧化温度为85℃,H_2O_2的氧化时间为30 min及其氧化温度为25℃,质量分数为14%、用量为5 m L等优化条件下可使综合除铁率达99.25%,溶出液铁质量浓度可由1.185 g/L降至8.800 mg/L;除铁后获结晶硫酸铝煅烧所得Al_2O_3品位(质量分数)为98.71%。     

甲烷作用下硅镁型红土镍矿还原焙烧试验

对某低品位硅镁型红土镍矿(镍和铁质量分数分别为0.82%和9.67%)在甲烷气氛下进行还原焙烧-磁选试验。利用气相色谱仪,验证了甲烷在实际还原过程中被裂解成了氢气和炭黑。热力学计算表明:试验温度为873~1 173 K时,氧化镍分别与H_2、C、CO反应,均被还原为金属镍。氧化铁与C、CO发生反应,均被还原为金属铁,而氧化铁与H_2发生反应,产物为氧化亚铁。MgSiO_3与Mg_2SiO_4相比,更容易与硫酸钠(Na_2SO_4)发生反应。研究了还原温度、还原时间和添加剂用量对红土镍矿还原焙烧的影响,综合考虑镍、铁品位和回收率,确定了最优试验条件:还原温度为800℃,还原时间为90 min,添加剂Na_2SO_4质量分数为20%。     

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。     

天然低品位氧化锰矿生产活性二氧化锰

为了改变优质电池原料短缺的状况和充分利用低品位锰矿资源 ,研究了天然低品位二氧化锰矿在添加少量无污染添加剂的条件下 ,在 71 0℃下焙烧 2h ,可使矿石中MnO2 转化为Mn2 O3 .其转化率达 99 5 %以上 .同时对焙烧产物进行岐化反应所用的酸介质、酸用量和反应时间与歧化作用的关系进行了研究 .并对氯酸钠氧化歧化液中Mn2 的氧化效果进行了分析 ,提出了分步氧化歧化液中Mn2 的新工艺 .     

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。     

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.