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。     

高铁铝土矿的工艺矿物学及铝铁分离技术

研究含铁铝土矿（A和B 2种矿样）的工艺矿物学和磁选铝铁分离技术. 研究结果表明： 2个样品中的铝矿物为晶体粒度细小的一水硬铝石（粒度为5～20 nm）;铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿, 铁矿物嵌布粒度相对较粗（粒度为0.5～3.0 mm）. 当粒度小于0.074 mm的A和B含量分别为87.50%和78.30%, 磁感应强度分别为1.2 T和1.0 T时, 可获得Al2O3质量分数大于65%, Fe2O3质量分数为5%～9%的非磁性物（铝精矿）.     

基于铁矿粉液相流动性的塞拉利昂高铝铁矿配矿研究

以塞拉利昂高铝铁矿粉及其他5种烧结常用铁矿粉为原料,通过添加CaO、SiO2、Al2O3纯试剂改变铁矿粉中三种组分的含量,并分析了其对铁矿粉液相流动性的影响,比较了6类铁矿粉液相流动性对SiO2、Al2O3含量的敏感性差异,研究了混合矿粉液相流动性随塞拉利昂高铝铁矿粉配比的变化并进行了烧结试验。结果表明,随着CaO配比的增加,铁矿粉的液相流动性变好,其中塞拉利昂高铝铁矿粉变化的幅度最大;SiO2含量对塞拉利昂高铝铁矿粉液相流动性的影响较Al2O3含量更为明显;随着塞拉利昂高铝铁矿粉配比增加,混合矿粉的液相液动性指数降低,烧结矿的强度和成品率下降。     

某高磷鲕状赤铁矿磷赋存状态及还原焙烧脱磷研究

采用浸出、电渗析等试验方法研究了尼日利亚高磷鲕状赤铁矿中磷的赋存状态并采用XRD和SEM分析添加脱磷剂Na2CO3直接还原焙烧产物的特性.结果表明,含磷矿物主要是呈微细粒包裹体嵌布在铁矿物鲕粒的裂隙或孔洞中的纤磷钙铝石(CaAl3(OH)6(HPO4)(PO4))、蓝磷铝铁矿(FeAl2(PO4)2OH·6H2O)以及均匀分散在铁矿物中的磷.通过添加脱磷剂Na2CO3的还原焙烧磁选可实现高效铁磷分离.磷通过两种方式去除:一部分含磷矿物与金属铁分离,存在于脉石矿物中,通过磨矿磁选可以有效去除,一部分含磷矿物与Na2CO3反应生成溶于水的磷矿物,最终使得还原铁产品中的磷含量降低.     

气基预还原处理高铝铁矿石

使用气基预还原的方法对一种全铁质量分数为3082%,Al2O3质量分数为2332%的高铝铁矿石进行铝铁分离研究.研究结果表明:1#球团于900℃、还原气氛为70%CO(体积分数)+30%H2、还原时间为77min时得到最高还原率7713%;2#球团于950℃、还原气氛为70%CO+30%H2、还原时间为80min时得到最高还原率822%;另外,2#球团在900℃以上还原时所能达到的最高还原率很接近;综合考虑,两种球团的最佳预还原温度为900℃;配加消石灰后,可以破坏原矿中铁、铝、硅之间的嵌布关系.X射线衍射分析结果表明,在还原过程中,出现了难还原的Fe2SiO4相和FeAl2O4相,这是导致还原难以进行的原因.     

红土镍矿含碳球团深还原-磁选富集镍铁工艺

以红土镍矿为原料,利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁,再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化,得到最佳的工艺条件如下:内配碳量(C/O原子比)为1.3,还原时间为80 min,CaO质量分数为10%,还原温度为1300℃.在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%,全铁品位为65.38%,镍和铁的回收率分别为89.29%和91.06%.利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿进行了分析,发现深还原矿中出现金属粒,为Ni--Fe合金,镍全部溶于镍铁合金中,铁还有少部分以FeO的形式存在;磁选过程除去大量的脉石,精矿中主要物相为Fe、Ni--Fe、FeO及少量的CaO.MgO.2SiO2.     

广西贵港三水型铝土矿针铁矿中铝的类质同象置换

本文论述了广西贵港三水型铝土矿针铁矿中铝的类质同象置换现象和规律,并测定了置换率。研究表明,矿石的针铁矿中含铝17mol%左右。这对阐明矿床的形成环境,准确计算矿物量和氧化铝溶出率以及合理选择矿石加工工艺流程有重要意义。     

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。     

高配比高铝褐铁矿烧结成矿机理

以某高铝褐铁矿配比为60%~70%,配加其他含铁原料进行烧结,通过调节水碳、优化配矿等措施改善烧结产质量指标,并对烧结成矿机理进行分析。实验结果表明:Fe2O3和Al2O3分别与CaO反应时,2CaO·Fe2O3比3CaO·Al2O3及12CaO·7Al2O3更容易生成;当CaO,Al2O3,SiO2和Fe2O3四元矿物存在时,烧结过程优先生成2CaO·Al2O3·SiO2(钙铝黄长石)和4CaO·Al2O3·Fe2O3,并进一步形成SFCA,这与烧结矿SEM结果相一致;虽然烧结矿具有较多的孔洞和裂纹,但烧结矿具有良好的微观结构和冶金性能,可以满足中、小型高炉冶炼的生产要求。     

鲕状赤铁矿的磁化焙烧特性与转化过程分析

以鄂西某鲕状赤铁矿为研究对象,考察焙烧温度、焙烧时间和物料粒度等因素对磁化焙烧效果的影响,利用X线衍射(XRD)定量分析技术,结合显微镜下观察统计等手段,探讨鲕状赤铁矿物的磁化焙烧特性、相态转化及焙烧变化规律。研究结果表明:含铁鲕粒多数由粒径为1~2μm的致密同心外形壳和10μm的多孔状、似针铁矿的小颗粒包裹而成,中间夹带有黏土状的高岭石;对含铁(TFe)49.02%的鲕状赤铁矿,在800℃和60 min的焙烧条件下获得含铁为56.74%,铁回收率为95.54%的较优结果,物料粒度对磁化焙烧矿的质量有较大影响。当温度≤800℃时,很少发生过还原生成Fe O和Fe2Si O4,但含磷与含硅矿物均有相变;当温度为900℃时,生成Fe O的质量分数达23.61%,形成弱磁性的Fe3O4-Fe O固熔体,不利于焙烧矿的弱磁选分离。磁化焙烧过程仅改变铁相,而鲕粒结构未变,磁化还原由表及里受扩散作用控制,与鲕粒粒径和致密度密切相关。     

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.     

Upgrading and dephosphorization of Western Australian iron ore using reduction roasting by adding sodium carbonate

The technology of direct reduction by adding sodium carbonate (Na₂CO₃) and magnetic separation was developed to treat Western Australian high phosphorus iron ore. The iron ore and reduced product were investigated by optical microscopy and scanning electron microscopy. It is found that phosphorus exists within limonite in the form of solid solution, which cannot be removed through traditional ways. During reduction roasting, Na₂CO₃ reacts with gangue minerals (SiO₂ and Al₂O₃), forming aluminum silicate-containing phosphorus and damaging the ore structure, which promotes the separation between iron and phosphorus during magnetic separation. Meanwhile, Na₂CO₃ also improves the growth of iron grains, increasing the iron grade and iron recovery. The iron concentrate, assaying 94.12wt% Fe and 0.07wt% P at the iron recovery of 96.83% and the dephosphorization rate of 74.08%, is obtained under the optimum conditions. The final product (metal iron powder) after briquetting can be used as the burden for steelmaking by an electric arc furnace to replace scrap steel.     

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.     

Magnetic and flotation studies of banded hematite quartzite (BHQ) ore for the production of pellet grade concentrate

To identify and establish beneficiation techniques for banded hematite quartzite (BHQ) iron ore, a comprehensive research on BHQ ore treatment was carried out. The BHQ ore was assayed as 38.9wt% Fe, 42.5wt% SiO₂, and 1.0wt% Al₂O₃. In this ore, hematite and quartz are present as the major mineral phases where goethite, martite, and magnetite are present in small amounts. The liberation of hematite particles can be enhanced to about 82% by reducing the particle size to below 63 μm. The rejection of silica particles can be obtained by magnetic and flotation separation techniques. Overall, the BHQ ore can be enriched to 65.3wt% Fe at 61.9% iron recovery. A flowsheet has been suggested for the commercial exploitation of the BHQ ore.     

一种难选铁矿石磁选精矿直接反浮选的分散特征

介绍了一种处理难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选工艺.采用XRD,SEM和EDS等手段对原矿、精矿和尾矿的形貌及矿物组成进行了表征,重点探讨了分离过程中矿物的分散特征,为含碳酸盐难选铁矿石磁选精矿的直接反浮选技术提供理论基础.研究结果表明,采用添加分散剂直接反浮选技术可以获得合格铁精矿;有用铁矿物和脉石矿物细颗粒无选择性粘附在有用铁矿物和脉石粗颗粒表面,是造成铁矿石分离困难的主要原因;分散剂的加入有利于颗粒分散,从而实现了有用铁矿物与脉石矿物的选择性分离.     

分子筛催化剂结晶度和硅铝比的X射线分析

用Ｘ射线衍射法测定分子筛催化剂的硅铝比（ＳｉＯ２／Ａｌ２Ｏ３）是通过准确测定分子筛晶体的点阵常数来完成的。分子筛晶格骨架中,硅氧四面体（ＳｉＯ４）中ＳｉＯ键长小于铝氧四面体（ＡｌＯ４）中ＡｌＯ的键长,分子筛晶体的组成不同,其晶胞的点阵常数将随之变化。点阵常数与硅铝比的变化关系可用经验公式表达。测定分子筛晶体的点阵常数采用内标法,该法比化学分析法要简便、快捷。由于分子筛催化剂的不稳定性,用Ｘ射线衍射法测定结晶度和硅铝比,必须对分析样品进行稳定性处理。为了保证测量精度,应严格控制测试条件,以减少各种因素的影响。用积分计数法测量结晶度,其结果优于峰高法和半高宽法。ＣＲＣ１分子筛催化剂随老化处理温度的升高和时间的增长而降低,分子筛的点阵常数则随之减小,硅铝比则随之增大。在老化温度为７５０℃以下进行处理时,结晶度和硅铝比的变化不太明显。     

新疆且日克其菱铁矿床地质特征

且日克其菱铁矿床位于西昆仑金属成矿省布伦口-桑株塔格多金属成矿带西端,是一大型铁矿床。矿床赋存于下志留统温泉沟群（S1w）底部,矿体围岩主要为石英片岩、大理岩,矿体形态为透镜状、似层状,单个矿体长180-325m,厚一般10-70m,矿石矿物主要为菱铁矿,脉石矿物主要为石英、白云母、和铁白云石和少量黄铁矿和黄铜矿等。矿石平均品位为TFe4507％,属高炉富矿。（CaO＋MgO）／（SiO2＋Al2O3）比值平均0．29,属酸性铁矿石。矿石主要呈粗粒自形一半自形结构、致密块状构造、条带状构造;矿石类型主要为块状矿石、其次为条带状矿石;矿床层控性明显,成因类型属于喷流沉积矿床（SEDEX）。     

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.     

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%.