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。     

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.     

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%.     

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。     

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。     

鞍山式赤铁矿预选粗精矿悬浮态磁化焙烧—磁选试验研究

采用实验室间歇式悬浮态反应炉作为磁化焙烧装置,以高纯N2和H2的混合气体作为还原气体,考察450~700℃下某鞍山式赤铁矿预选粗精矿磁化焙烧—磁选的影响因素。研究结果表明:在气体流量为8 m3/h、反应温度为650℃、H2体积分数为40%及物料循环3次的条件下,焙烧物料经磁场强度80 k A/m的戴维斯磁选管分选后,可获得Fe质量分数为65.46%、回收率88.10%的优质铁精矿。     

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.     

焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响

利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响,并利用磨矿-磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明:最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是1200℃,在此温度下,提钒尾渣中的Fe2O3基本还原成了金属铁,Fe2TiO5基本转变成了金属铁和TiO2.铁质量分数36.54%、TiO2质量分数9.28%的提钒尾渣,经1200℃焙烧所得产物经过二段磨矿-二段磁选可获得铁质量分数90.90%、TiO2质量分数0.56%的金属铁粉.     

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。     

从低品位红土镍矿中高效回收镍铁

以低品位红土镍矿(w(Ni)=1.52%,w(Fe)=14.08%)为原料,采用一步还原焙烧-磁选工艺制取镍铁合金。考察反应温度、反应时间、还原煤量和复合添加剂对红土镍矿焙烧效果的影响。研究结果表明:在还原煤为20%、复合添加剂为12%、焙烧温度为1 200℃、通N2保护条件下焙烧180 min,原矿中的大部分氧化镍和少量氧化铁得到选择性还原;焙砂水淬急冷后常规磁选,得到Ni质量分数为10.74%,Fe与Ni的质量分数之比为4.5,Ni回收率为86.23%的镍铁精矿,达到从红土镍矿中高效回收镍铁的目的。     

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。     

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.     

钠盐强化某低品位铁矿含碳球团还原机理

采用内配煤造球还原焙烧的方法对某高硅低品位铁矿进行处理,并加入钠盐强化还原,研究温度、时间和添加剂质量分数对还原的影响,并采用烟气分析仪研究含钠盐对还原过程的影响。计算CO体积分数对FeO还原和铁橄榄石(Fe_2SiO_4)生成反应的热力学影响,并采用SEM和XRD等分析还原球团的微观结构和成分。研究结果表明:还原中间产物FeO可与Si O2反应生成难以再还原的铁橄榄石(Fe_2SiO_4);提高还原反应体系中CO的体积分数可以促进FeO的还原和减少铁橄榄石(Fe_2SiO_4)的生成;钠盐能够有效地促进球团中碳的气化反应,提高球团内CO的体积分数,从而促进FeO的还原,减少Fe_2SiO_4的生成,进而改善还原效果;当内配煤质量分数(即C与Fe质量比m(C)/m(Fe))为0.4,钠盐质量分数为3%,焙烧时间为30 min以及焙烧温度为950℃时,还原效果最佳,还原球团的金属化率为56.74%,磨矿、磁选后精矿铁品位和铁回收率分别为74.16%和74.57%。     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO2质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰( JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250益以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO2质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.     

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%。     

高磷鲕状赤铁矿煤基还原焙烧制备直接还原铁

针对鄂西高磷鲕状赤铁矿,采用煤基还原焙烧-磁选工艺制备直接还原铁,研究了还原剂用量、焙烧温度、焙烧时间、助熔剂等对还原焙烧效果的影响规律。研究结果表明:在焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为50 min,还原剂用量为30%,助熔剂为碳酸钠和硫酸钠、用量分别为15%和30%时,磨矿磁选后获得直接还原铁的铁品位91.13%,铁的回收率78.87%,残留S含量0.03%,P含量0.09%,满足电炉炼钢原料要求。本文方法为同类型铁矿石的综合开发利用提供了充分的技术支持。     

氧化钙对高铁铝土矿烧结-分选效果的影响

采用还原烧结-磁选法处理高铁铝土矿,考察了氧化钙对烧结及烧结产品铝铁分离效果的影响,借助于X射线衍射仪、扫描电子显微镜,研究了不同氧化钙用量下还原烧结产品的物相组成及微观特性.结果表明,当氧化钙的质量分数为70%时,烧结物料的金属化率达到了93.95%,磁选精矿中铁的质量分数为83.10%,富铝渣的Al2O3浸出率为61.14%,Ca O分别与Al2O3和Si O2全部生成了12Ca O·7Al2O3和Ca2Si O2,铁元素得到较好的还原,同时非铁物质能够与铁颗粒分离.     

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%.