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。     

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。     

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%.     

西北某褐铁矿选矿试验研究

对西北某地原矿铁品位为44.12%的高碱度贫褐铁矿进行选矿试验研究。采用单一强磁选工艺精矿铁品位只有48.84%,而采用焙烧磁选工艺,则可获得铁品位58.45%、相对焙烧矿回收率为93.62%的铁精矿。这两种铁精矿均为高碱度铁精矿,适宜与酸性铁精矿配合使用。     

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.     

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%.     

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.     

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.     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

氰化渣磁化焙烧过程中铁化合物反应行为的热力学分析

通过对磁化焙烧过程中氧化铁还原的热力学平衡分析,以及Fe2O3与硅酸钙、铁橄榄石与氧化钙、Fe3O4与二氧化硅反应的热力学分析,研究氰化渣中含铁化合物在磁化焙烧过程中的热力学反应规律.对氰化渣进行焙砂-磁选实验研究,采用全谱直读等离子体(ICP)、X线衍射(XRD)、X线荧光(XRF)等方法对氰化渣和焙烧渣进行分析和表征.研究结果表明:Fe2O3在较低温度范围内易被还原为Fe3O4,且CaO与SiO2的物质的量比n(CaO)/n(SiO2)为1∶1时,Fe2O3不与硅钙化合物反应,不会造成铁的损失;产物Fe3O4在焙烧炉料中与SiO2不能发生反应,有CO存在时,加入适量的添加剂,亦能够稳定存在;在焙烧过程中加入氧化钙,铁橄榄石中的铁能被取代出来,可以提高磁化焙烧效率,且氧化钙的配入量是影响磁化焙烧效率的重要因素;当n( CaO )/n( SiO2)=1∶1,时间为90min,N2和CO的物质的量比n(N2)/n(Co)为4∶1,添加1％ Na2SO4,温度为880 K时,铁的回收率达到84％,铁精粉中铁品位达到60％,符合工业炼铁的原料要求.实验结果与热力学理论计算结果相吻合.     

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%。     

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.     

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%.     

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.     

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.     

海砂矿球磨微观解离与细粒级磁选受力分析

为拓宽铁矿石来源,提高海砂品位以应用于长流程炼铁系统,对一种印尼海砂矿进行了球磨磁选实验,并利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)以及激光粒度分析(LPSA)等方法,研究了其在不同球磨阶段的微观解离特点、粒度与磁感应强度对精矿品位与回收率的影响以及细粒级下磁选过程中的受力机理.结果表明:球磨至一定阶段后,矿石粒度已较小,连生体基本以包裹体形式存在,很难继续解离,故此时继续降低矿石粒度对精矿品位的提升意义不大;另外,当矿石较细时,水阻力将成为磁选过程中的主要作用力,细粒级矿粒将不能到达磁鼓表面,故此时精矿回收率较低.     

青海某难选金矿石综合回收选矿试验研究

针对青海某微细粒浸染、高砷,原矿氰化浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,经过三种流程对比试验,最终推荐该金矿的选别流程为粗磨弱酸性条件下,一段粗选、两段扫选、两段精选、的全浮选流程,获得金精矿金品位48.2 g/t,金回收率87.15%的工艺指标.     

高铁赤泥悬浮磁化焙烧-弱磁选提铁工艺

高铁赤泥中的铁含量较多,是一种潜在的铁矿资源.因此,研发创新性工艺和技术以实现赤泥中铁的回收利用和赤泥减量很有必要.针对拜耳法高铁赤泥,制定了悬浮磁化焙烧-弱磁选的工艺流程,并研究了焙烧温度、焙烧时间、还原气CO浓度和总气量对磁化焙烧效果的影响.结果表明,在最佳焙烧条件下,焙烧矿经过弱磁选别,可获得磁选精矿TFe品位为56.40%,回收率为88.46%的指标.通过对原料和焙烧产品的XRD分析、铁的化学物相分析、SEM-EDS分析和VSM分析可知,赤泥中的弱磁性的赤铁矿在磁化焙烧过程中被还原成了强磁性的磁铁矿.