瑞木红土矿摇床铬铁矿粗精的磁选富集

瑞木红土矿中存在含铬尖晶石矿物,在进行矿浆管道输送和高压浸出之前需要先经过铬矿选矿处理,以减轻对管道和高压釜的磨损.目前瑞木红土矿项目选矿得到的铬铁矿精矿其铬铁质量分数比(w(Cr2O3)/w(Fe O))仅为2.3,不能满足冶金级铬铁矿的要求.针对瑞木红土矿项目摇床分选所得的铬铁矿粗精矿开展了工艺矿物学和磁选提高铬铁质量分数比的研究.筛分实验和矿物提纯实验结果表明,去除细颗粒矿物以及分离脉石矿物是提高铬铁矿铬铁质量分数比的有效途径.对筛分后的+0.074 mm的粗精矿进行磁选分离,所得到的铬铁矿精矿铬铁质量分数比为2.59,铬回收率为63.89%.     

应用螺旋溜槽选别首钢大石河选矿厂一磁精产品的试验研究

探索大石河选厂在生产流程的基础上,应用螺旋溜槽,获取粗磨后最终精矿的可能性。试验表明:对一次磁选精矿采用适宜的工艺流程、工艺条件,可以获得品位高于68.5％的最终精矿。其产率占原矿的15～20％。     

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.     

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。     

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。     

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.     

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.     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究. 结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标. 最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min. 在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿. 用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究. 发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

碳热还原-磁选工艺富集红土镍矿中金属镍

采用碳热还原-磁选富集镍的工艺处理低品位红土镍矿,以活性炭粉为还原剂,在还原球团内加入添加剂A以促进还原球团中金属晶粒的生长及磁性物质与非磁性物质的磁选分离,使红土镍矿在低于传统的熔炼温度下进行还原反应,可大大降低能量消耗.研究结果表明,最佳反应条件:还原温度为1 320℃,还原时间为1 20 min,还原剂与添加剂的质量分数分别为3%及5%;添加剂可促进金属晶粒的聚集,富集的金属晶粒更易于磁选分离;还原产品镍铁合金中镍的质量分数可达8.31%,矿石中镍的回收率可达95.44%,金属镍得到了富集.本工艺具有流程短、操作简单、能耗低及镍铁合金的经济价值高等优点.     

某地铬铁矿选矿试验摘要

一 前言 铬铁矿矿石是冶炼铬钢制造耐火材料和制造铬盐不可缺少的原料。铬铁矿属于铬尖晶石类的氧化物,其分子式以RO,R′_2O_3表示之,式中R代表2价之Mg,Fe元素,R′代表3价之Cr,Al,Fe元素,所以铬铁矿中Cr_2O_3之含量变动是很大的,通常由18～62N,因此常以Cr_2O_3之含量％及Cr_2O_3/FeO之比值来评定铬铁矿之工业价值。但是做为铬铁合金原料之铬铁矿至少需含Cr_2O_3 40％以上,Cr_2O_3/FeO>2.5。若为制造耐火材料亦需含Cr_2O_3 32％以上,Cr_2O_3/FeO>1.6。但是某地所产之矿石,六个试样中,最好的三个试样Cr_2O_3为14％左右(其他在10％以下),Cr_2O_3/FeO=0.4～0.6。显然这种矿石若不经过选矿以提高Cr_2O_3的品位和Cr_2O_3/FeO之比值,那么这种矿石在国民经济上是没有经济价值的。所以此种矿石的选矿问题若得不到解决,则无法确定该矿床之经济价值。因此本试验的目的是要找出适当的选矿方法以做为判断该矿床经济价值的依据(并非作为设厂的最後根据)。     

CaF2强化红土镍矿自还原过程中金属相聚集长大行为

针对高镁高硅型中低品位红土镍矿,采用煤基自还原-细磨-磁选工艺制备镍铁粉,研究了内配碳比对红土镍矿中铁、镍氧化物自还原的影响,CaF_2对红土镍矿自还原过程中氧化物的还原、金属相的析出及聚集长大的影响规律。研究表明在CaF_2作用下通过降低内配碳比可抑制氧化铁的还原,从而获得镍品位较高的镍铁粉,但相应牺牲镍的回收率;CaF_2能与红土镍矿中高熔点的硅酸盐脉石通过固相反应生成低熔点的透闪石(Ca_2Mg_5(Si_4O_(11))_2F_2),使硅酸盐矿物结构由岛状转变为链状,提高硅酸盐矿物反应活性,促进镍、铁氧化物的还原;通过降低红土镍矿脉石相的熔化性温度,CaF_2能明显强化红土镍矿自还原过程中金属相的析出、聚集和长大,促进镍铁与脉石的有效分离,从而大幅度提高镍铁粉中镍和铁的品位及金属元素的回收率。     

一水硬铝石型堆积铝土矿选矿脱硅除铁研究

本文论述了一水硬铝石型堆积铝土矿的浮选脱硅和磁选除铁。用氧化石蜡皂作捕收剂,碳酸钠、六偏磷酸钠和腐植酸钠作调整剂,一水硬铝石的浮选性能良好。经过浮选,铝精矿中Al_2O_3回收率88.19%时,可以脱除48.15%的SiO_2,铝硅比提高到15.23,比原矿提高约1.7倍。原矿直接磁选表明,铝精矿中Al_2O_3的回收率为82.62—78.25%时,Fe_2O_3的脱除率为68.97—75.44%,精矿中Fe_2O_3的含量下降到8.59—6.97%。通过选矿可为拜尔法或联合法生产氧化铝创造有利条件。     

硫代硫酸钠在红土镍矿还原焙烧-磁选工艺中的作用

以硫代硫酸钠作为添加剂,用于红土镍矿还原焙烧-磁选工艺。研究发现,该添加剂兼具碱金属盐及硫化剂的作用。在焙烧过程中,硫代硫酸钠中的碱金属离子将硅酸盐相中的镍离子置换出来;硫代硫酸钠中的S在还原阶段与铁氧化物高温下生成Fe-Ni-S相,并以液态的形式实现对镍铁的富集,而没有磁性的FeS在后续的磁选分离中得以抛除,又实现对镍的分选。对还原焙烧及磁选工艺条件进行了考察,结果表明:还原温度为1 100℃,还原时间60min,还原气CO与CO2体积比为8/2,添加剂质量分数20%,磁场强度0.15T,磨矿时间1.0min时,精矿镍品位及回收率分别从最初的2.58%、41.66%增加至7.62%、64.83%,而镍铁回收率差可达47.10%,达到了镍的富集及分选的目的。     

榴辉岩综合利用分选工艺试验

分选工艺是影响矿物分选指标的重要因素.在对山东某榴辉岩矿物性质深入研究的基础上,通过磨矿细度、摇床重选、强磁选、电选等工艺试验,确定合理的分选流程为:一次闭路磨矿,分级摇床重选,石榴石强磁选,强磁选中矿、尾矿合并到一起进行两次电选.试验结果表明,该工艺流程可以获得四种精矿:石榴石品位94.36%、回收率79.95%;绿辉石品位79.89%、回收率96.00%;白云母品位94.11%、回收率91.92%;金红石品位85.72%、回收率37.05%.仅产生1.44%的矿泥尾矿,实现了榴辉岩的综合利用.     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

低品位红土镍矿制备镍精矿的试验研究

对某低品位腐殖土型红土镍矿(镍和铁质量分数分别为1.01%和15.72%)进行压块—还原焙烧—磁选试验,研究还原温度、还原时间、复合添加剂用量和预热温度对镍和铁回收效果的影响。研究结果表明:在碱度(即CaO与SiO2质量比)为0.2、复合添加剂质量分数为14%、预热温度为900℃、预热时间为15 min、还原温度为1 250℃、还原时间为35 min、煤与矿质量比为2.7、磨矿细度小于0.074 mm的质量分数为(95±4)%、磁选磁场强度为131.34 kA/m的条件下,获得镍和铁品位分别为4.22%和69.75%的镍精矿,镍和铁回收率分别为92.22%和85.73%;适宜的预热制度有利于团块中镍、铁的富集;复合添加剂促进了镍铁晶粒的聚集、长大,提高了镍、铁回收效果。     

磁力螺旋溜槽及其对细粒磁性物料的回收

在普通螺旋溜槽的槽面上附加磁场,得到磁力螺旋溜槽(MSC)。与普通螺旋溜槽相比,MSC使磁性物料能够得到更有效的回收。其选矿的原理是:当磁性矿物经过磁场时,在磁场力的作用下,磁性成分被吸引(不要吸住)到溜槽的底部从而进入二次环流,利用二次环流将磁性物料运到溜槽内部,进入精矿中。对纯的磁铁矿试验的结果表明:磁场强度、溜槽螺旋圈数和给矿浓度等因素都对磁力螺旋溜槽的性能产生影响;尤其是磁场能够有效地减少尾矿中磁性成分的含量,提高磁性成分的回收率,增大磁性铁的回收率,且精矿中锌的品位从5.9%降低到1.8%。     

青海某石棉尾矿共伴生磁铁矿的综合回收研究及生产实践

针对青海某石棉尾矿中伴生的磁铁矿进行了多方案的回收利用试验研究,最终采用干式磁选富集—磨矿—湿式弱磁选提高铁精矿品位的选矿流程,获得了铁精矿产率5.58%,精矿品位TFe 55.40%,铁回收率56.02%的试验成果.目前选矿厂已建成383万t/a石棉尾矿的干选-磨矿-磁选系统,每年从选矿厂石棉尾矿中回收TFe 55%的铁精矿20万吨,铁回收率56%.     

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.     

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%.