高铁铝土矿低温磁化焙烧-磁选工艺试验研究

高铁铝土矿低温磁化焙烧-磁选工艺试验研究
任文杰;金会心;赵玉兰;陈波;张坤文;王泓烨
【摘要】Based on the current situation of a large number of high ferrous bauxite existing in China, the process of low temperature magnetization roasting-magnetic separation to high ferrous bauxite was carried out. The influences of roasting temperature, roasting time, coke dosage, magnetic field intensity, feeding time and liquid-to-solid ratio were studied, respectively. In comparison with high temperature smelting process, the energy consumption was greatly reduced. At the same time, the iron and aluminum in the ore were utilized effectively and the results were desirable.%基于我国存在大量高铁铝土矿的现状,对高铁铝土矿进行了低温磁化焙烧-磁选工艺的研究。

经过大量的试验,研究了焙烧温度、焙烧时间、煤矿比以及磁场强度、给矿时间、液固比对实验结果的影响。

该工艺与高温处理高铁铝土矿的工艺相比,大大降低了能耗,节约成本,同时能综合利用此类矿中的铁和铝,取得了较理想的效果。

【期刊名称】《广州化工》
【年(卷),期】2015(000)001
【总页数】3页(P54-55,72)
【关键词】高铁铝土矿;低温磁化焙烧;磁选;低能耗;综合利用
【作者】任文杰;金会心;赵玉兰;陈波;张坤文;王泓烨
【作者单位】贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳 550025;贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳 550025;贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳 550025;贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳 550025;贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳550025;贵州大学材料与冶金学院,贵州贵阳 550025
【正文语种】中文
【中图分类】TD924
随着经济的高速发展,各行各业对铝金属的需求日益增多,因此造成了铝冶金原材料的供应紧张,有资料显示我国每年进口铝土矿700 万吨以上[1]。

氧化铁含量大于15%的铝土矿被称为高铁铝土矿;有研究资料显示:我国拥有丰富的铝土矿,主要以沉积型、堆积型、红土型的矿床型式存在;其中堆积型矿床矿物以一水硬铝石为主,Al2O3 含量为40%~65%、Fe2O3 含量为16%~25%;红土型矿床矿物以三水铝石为主,Al2O3 含量为30%~50%、Fe2O3 含量为18%~25%;此两类矿床中矿石都属于高铁型铝土矿,广泛分布于广西、云南、海南、广东、河南等地,高铁铝土矿的含量在15 亿吨以上[2]。

因此如何高效的利用高铁铝土矿的研究是很有意义的。

对高铁铝土矿的研究一直受到国内资源工作者的重视,也做了大量的研究,概括起来主要有四种方案:“先选后冶”方案[3],“先铝后铁”方案[4-6],“先铁后铝”方案[4-6]和酸法方案[7];此四种方案都能在一定程度上完成高铁铝土矿中铁与铝的分离,但前两种方案都未能达到较好的铁回收率和氧化铝的溢出率;而后两种方案虽然能达到较好的铁回收率和氧化铝溢出率,却又因为高能耗和严重的环境污染不能推广到工业生产中去[4-7]。

故考虑提出“低温磁化焙烧-磁选”方案,主要是指把磨矿细度达到一定标准的高铁铝土矿与一定量的添加剂(或
直接加入到还原性气氛中)在低温(600 ~800 ℃)环境下进行焙烧,在此温度下高
铁铝土矿中的铁氧化物与炭或一氧化碳反应主要生成四氧化三铁和部分金属铁[4],生成的四氧化三铁具有磁性,这样就完成了对此矿的磁化,然后进行磁选就很容易使高铁铝土矿中的铁和铝分离,通过这个过程我们能得到合格的铝土矿精矿和铁精矿,取得了良好的效果。

1 原矿化学成分分析及试验方法
1.1 原矿成分分析
试验高铁铝土矿样品主要化学成分分析结果见表1。

表1 原矿主要化学成分分析原矿成分含量/%Al2O349.2 Fe2O3 29.3 SiO2 7.1 TiO25.4
从表1 可以看出:氧化铝含量49.2%,二氧化硅含量7.1%,铝硅比6.93,只看铝
硅比的标准此矿是可以采用拜耳法处理的,但由于该矿折合三氧化二铁的含量29.3%,因其铁含量过高无法得到利用,如果要利用此矿必须进行除铁处理。

1.2 试验研究方法
把磨矿细度达到一定标准的高铁铝土矿与一定量的焦炭充分混匀后放入箱式电炉中,在低温(600 ~800 ℃)环境下进行焙烧,在此温度下高铁铝土矿中的铁氧化物与炭或一氧化碳反应主要生成四氧化三铁和部分金属铁,生成的四氧化三铁具有磁性,这样就完成了对此矿的磁化,然后进行磁选就很容易使高铁铝土矿中的铁和铝分离。

2 低温磁化焙烧磁选分离铝铁的试验研究
经过文献以及前期试验研究,考虑通过低温磁化焙烧-磁选工艺处理高铁铝土矿的方案是可行的。

2.1 磁化焙烧试验研究
在煤矿比10%,焙烧时间1 h 条件下对不同焙烧温度进行条件试验,其结果见图1。

图1 磁性铁占全铁含量与焙烧温度的关系
在煤矿比10%,焙烧温度650 ℃条件下对不同焙烧时间进行条件试验,其结果见图2。

图2 磁性铁占全铁含量与焙烧时间关系
在焙烧温度650 ℃,焙烧时间1 h 条件下对不同煤矿比进行条件试验,其结果见
图3。

图3 磁性铁占全铁含量与煤矿比的关系
从图1 看出:当焙烧温度从550 ℃升到650 ℃时磁性铁占全铁的含量大幅增加,并且在650 ℃时能够达到70.3%,已经得到了很好的实验效果,如果磁选温度继续
升高,磁性铁占全铁的含量增幅不明显,综合能耗、成本方面等考虑,不宜继续升高温度,所以取650 ℃为最佳焙烧温度;从图2 看出:焙烧时间为60 min 时磁性铁占全铁的含量最高,故取60 min 为最佳焙烧时间;从图3 看出:当煤矿比为10%时的磁性铁占全铁的含量不是最高,当煤矿比继续增加时确实能够提高磁性铁的含量,但因增加煤矿比后所得结果的增幅很小,基于成本,故选取煤矿比10%为最佳焙
烧条件。

由此可以得出磁化焙烧的最佳条件为:焙烧温度为650 ℃,煤矿比为10%,焙烧时间为60 min。

2.2 磁选试验
取煤矿比10%,焙烧时间60 min,温度650 ℃条件下的焙烧样品进行磁选试验。

在给矿时间4 s,给矿浓度10∶1 的条件下进行磁场强度的试验,其结果见图4。

图4 磁场强度试验
在磁场强度为1.2 T,给矿浓度10∶1 的条件下进行给矿时间的试验,其结果见图5。

图5 给矿时间试验
在磁场强度为1.2 T,给矿时间6 s 条件下进行给矿浓度试验,其结果见图6。

图6 给矿浓度试验
从图4 可以看出:当磁场强度为1.2 T 是铝的回收率最高,另随着磁场强度的增加
铁脱除率依然有所增高;综合考虑为了保证氧化铝的高回收率,且在1.2 T 的磁场
强度下Fe 的脱除率为60.6%,已完全符合工业化利用的要求,故选取1.2 T 作为磁选的最佳磁场强度;从图5 看出:随着给矿时间的增加,铝的回收率与铁的脱除率都在增加,为尽量提高铝的回收率和铁的脱除率,选取6 s 为最佳磁选给矿时间;
从图6 看出:当给矿浓度为10∶1 时铝的回收率最高,随着给矿浓度的增加铁的脱除率增高,对于磁选的目的是保证一定的铝回收率前提下尽量提高铁的脱除率,所以选给矿浓度10∶1 作为磁选最佳条件。

由此得出最佳的磁选条件为磁场强度为1.2 T,给矿时间为6 s,给矿浓度为10∶1。

在此磁选条件下得到的是铁脱除率为61.30%,铝的回收率为72.70%的优质铝精矿,其尾矿为高品味的铁精矿。

3 结论
由于高铁铝土矿中铁含量太高,传统的处理铝土矿的方法都不能很好的综合利用此类矿,当前提出的“先铝后铁”、“先铁后铝”、等方案也因其处理此类矿的能耗过高,成本过高等问题未能得到很好利用此类矿的目的。

本课题通过对高铁铝土矿的研究提出了“低温磁化焙烧-磁选”的方案,经过试验研究得到了铝回收率为72.70%的优质铝精矿和高品位铁精矿的尾矿,能够在低能耗条件下综合利用高铁
铝土矿中的铝和铁,为我国高铁铝土矿的综合利用提出了一种技术可行,经济合理的方案。

参考文献
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2008(6):14-18.
[2]孙莉,肖克炎,王全明,等.中国铝土矿资源现状和潜力分析[J].地质通报,2011,30(5):723-728.
[3]李光辉,董海刚,肖春梅,等.高铁铝土矿的工艺矿物学及铝铁分离技术[J].中南大学学报:自然科学版,2006,37(2):235-240.
[4]胡四春,赵恒勤,马化龙,等.高铁铝土矿中温金属化焙烧一磁选工艺试验
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[5]张秀峰,谭秀民,张利珍,等.我国难利用高铁铝土矿的综合利用技术研究
现状[J].中国矿业2001,20(专刊):110-113.
[6]胡文韬,王化军,孙传尧,等.高铁铝土矿直接还原-溶出工艺[J].北京科技大学学报,2012,34(5):506-511.
[7]佟志芳.广西贵港高铁铝土矿综合利用的研究[D].沈阳:东北大学轻金属冶
金与材料研究所,2005.。

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高铁铝土矿还原焙烧分离铁、铝的研究

高铁铝土矿还原焙烧分离铁、铝的研究

2019年第12期轻金属•15•高铁铝土矿还原焙烧分离铁、铝的研究吴艳',白皓S辛海霞蔦徐玉君$(1.东北大学,辽宁沈阳110819;2东北大学秦皇岛分校,河北秦皇岛066004)摘要:高铁铝土矿是一种典型的难处理的多共生资源,具有较高的综合利用价值。

本文采用还原提铁及铁焙烧提铝工艺对高铁铝土矿进行了铁、铝分离研究。

实验研究表明,在还原温度1200弋、还原时间120min、•熔剂用量20%时,铁还原率可达80%,磁选分离后得到磁性物质(铁精矿)和非磁性物质(富铝渣),再通过铁焙烧的方法提取了富铝渣中的铝,在焙烧温度450弋、恒温时间120min、铁铝比为6时,铝提取率可达80%以上。

提铝后的渣主要为二氧化硅和硫酸钙。

关键词:高铁铝土矿;氧化铝;铁;还原;焙烧中图分类号:TF803.X758文献标识码:A文章编号:1002-1752(2019)12-0015-05DOI:10.13662/ki.qjs.2019.12.004Study on separation of iron and aluminum of high iron bauxite by reduction roastingWu Yan1,Bai Hao1,Xin Haixia2and Xu Yujun2(1.Northeastern University,Shenyang110819,China;2.Northeastern University at Qinhuangdao Branch,Qinhuangdao066004,China)Abstract:High iron bauxiteis a typical multiple symbiotic resource which is difficult to deal with and has high comprehensive utilization value.In this pa­per,the separation of Fe and Al from high iron bauxite by the process of iron reduction and ammonium roasting was studied.The experimental results show that the reduction rate of iron can reach80%when reduction at1200°C for120min and with20%flux.The magnetic substances(Iron concentrate)and non-magnetic substances(Aluminum-rich residue)were obtained by magnetic separation.The alumina in the aluminum-rich residue was extracted by ammonium roasting.When the roasting temperature is450°C,the constant temperature time is120min and the ratio of ammonium to aluminum is6, the aluminum extraction rate can reach more than80%.Silica and calcium sulfate are the main residues after aluminum extractionKey words:high iron bauxite;alumina;iron;reduction;roasting高铁铝土矿实际上是指全铁含量在25%以上,同时含有赤铁矿、磁铁矿、褐铁矿等含铁矿物,以三水铝石、一水软铝石或一水硬铝石等含铝矿物矿石的统称[,'21o我国拥有大量的高铁铝土矿资源。

贵州发现一处超大型铝土矿储量近5000万t

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[ 4 ] 王秋林 , 陈 雯, 余永 富, 等. 复杂难选 高磷 鲕状赤铁矿提铁 降 磷试验研 究[ J ] . 矿产保护与利用 , 2 0 1 1 ( 3 ) : 1 0 — 1 4 .
[ 5 ] 谢 广元. 选矿 学[ M] . 徐州 : 中国矿业大学出版社 , 2 0 0 1 . [ 6 ] 张裕 书 , 杨耀 辉 , 龙 运 波. 四川 某难 选褐 铁 矿选 矿 试验研 究 [ J ] . 中国矿业 , 2 0 1 2 ( 2 ): 6 0 63 - .
张汉泉
谈 方 芳等 : 宁南赤铁 矿磁 化 焙烧一磁 选一 反 浮 选提铁 试验
2 0 1 3年 1月第 1 期
腿靴 半
l 0 0 ‘ 。 。
。
产 率 %
( 3 ) 磁 选 精 矿 采 用 焙 烧 磁 选一 反 浮 选 选 别 , 可
得铁精矿产率为 8 3 . 5 4 %、 T F e品位 为 5 8 . 6 5 %, 作 业 回收率为 8 7 . O 1 %, 全流程综合 回收率为 7 0 . 0 4 % ( 产率 4 8 . 0 5 %) , 其 铁、 磷 品位和 回收率均 比较理 想 。说 明所选流程对于处理鲕状赤铁矿来说 , 能够 提高铁的品位和降低磷 的含量 , 具有很大的应用 可
矿整装 勘 查合 作协 议 ” 。 中央 地 勘 基金 管 理 中心 为
整 方 案 。预期 完成 设 计 工 作后 , 贵 州省 务 正 道 地 区 铝 土 矿连 片 整 装 勘 查 项 目将 提 交 一 处 超 大 型 铝 土
矿。
落实该协议 , 2 0 1 1 年在务正道地 区设立了 6个项 目 实施连片整装勘查 , 勘查区面积 5 9 0 k m , 工作周期 是2 0 1 1 -2 0 1 3年 。

硫酸铵-高铁铝土矿焙烧法提取铝、铁

硫酸铵-高铁铝土矿焙烧法提取铝、铁
ores
investigated with phase analysis. sulfate system.and
could
with ammonium
NH4Al(S04)2
tions
on
and
NH4Fe(S04)2
rate
are
the reaction resultants.rnle effects of various reaction condi—
Recovery of Aluminum and Iron from砸gh-iron Bauxite by Roasting Method Using
xIN H出一xia。WU Yan.LIU Shao—ming.ZHAl Y幢一chun
Ammonium Sulfate
(School
of Materials and Metallurgy,Northeastern University,Shenyang 1 1 081
oC各
图5硫酸铵与铝土矿混合物焙烧所得熟料XRD谱
恒温50 min,再升温至450 oC恒温30 min,同时考察
了焙烧温度在500 oC、550℃时铝、铁提取率。试验 选取硫酸铵质量为铝土矿质量的3.5倍,结果如图
3.2.2恒温时间对铝、铁提取率的影响
硫酸铵加入量为铝土矿质量的3.5倍,考察
万方数据
系反应,铝反应的最终产物为NH。A1(S04):,铁反应的最终产物为NH4Fe(SO。):,试验考查了不同条件对 铝、铁提取率的影响,结果表明:采用两段法焙烧可有效提高铝、铁提取率,硫酸铵与铝土矿质量比为3.5,
300℃恒温50 rain后450℃恒温焙烧30 rain,铝、铁提取率分别可达90.20%和87.60%。 关键词:高铁铝土矿;物相组成;硫酸铵;焙烧工艺 中图分类号:TF821文献标识码:B文章编号:1001一0076(2013)04—0037—04

某高铁铝土矿石铝铁分离试验

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某高铁铝土矿石铝铁分离试验李丽匣;方萍;袁致涛;张松【摘要】大量高铁铝土矿因氧化铁含量高、矿物嵌布关系复杂而处于待开发状态.为确定四川某高铁铝土矿的高效开发利用方案,对还原焙烧—弱磁选提铁—铝溶出的铝铁高效分离回收工艺中主要影响因素——焙烧制度、焙烧产物磨矿细度及弱磁选磁场强度进行了单因素条件试验.结果表明,在还原焙烧试样粒度为0.18 ~0 mm、配碳系数为2.0、焙烧温度为1 350℃、焙烧时间为20 min、焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占91%、弱磁选磁场强度为60kA/m情况下,可取得铁品位为89.83%、铁回收率为84.08%的金属铁粉,Al2 O3浸出率为69.35%,较好地实现了铝、铁分离.【期刊名称】《金属矿山》【年(卷),期】2014(000)009【总页数】4页(P48-51)【关键词】高铁铝土矿;还原焙烧制度;金属化率;金属铁粉;浸出率【作者】李丽匣;方萍;袁致涛;张松【作者单位】东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819;东北大学资源与土木工程学院,辽宁沈阳110819【正文语种】中文【中图分类】TD925.7我国广西、四川等地拥有丰富的高铁铝土矿资源,探明储量超过1.6亿t[1]。

由于高铁铝土矿氧化铁含量较高、各矿物间嵌布关系复杂,因而采用铝铁分离法、微波法处理原矿和拜耳—赤泥磁化焙烧法很难得到理想的铝、铁分离回收效果;烧结法虽然能耗较拜耳法高,但是处理高硅铝土矿有很好的效果,近年发展起来的还原焙烧—磁选提铁—铝溶出工艺则成为高铁铝土矿高效分离回收最有前途的工艺[2-11]。

影响高铁铝土矿铝、铁分离效果的因素主要有焙烧制度、还原焙烧产物的磨矿细度、弱磁选磁场强度、氧化铝浸出工艺参数等。

其中的焙烧制度和还原焙烧产物的磨矿细度、弱磁选磁场强度是影响铝、铁分离回收的重要因素[12-13]。

某选铁尾矿磁化焙烧-磁选试验研究

某选铁尾矿磁化焙烧-磁选试验研究
Abs t r a c t :Th e l f o ws h e e t o f ma g n e t i z i n g r o a s t i n g — ma g n e t i c s e p a r a t i o n wa s a d o p t e d t o t r e a t t a i l i n g s f r o m i r o n o r e d r e s s i n g f o r s t u d y.St a t i c r o a s t i n g t e s t s we r e c a  ̄i e d o u t t o d e t e r mi n e r o a s t i n g pa r a me t e r s i n c l u d i n g r o a s t i ng t e mp e r a t u r e,r o a s t i n g t i me,r e d u c t a n t d o s a g e,g r i n d i n g f i n e n e s s a n d ma g n e t i c i n t e n s i t y,ba s e d o n whi c h d y n a mi c r o a s t i n g t e s t s wi t h r o t a r y k i l n l e d t o t h e f o l l o wi n g r e s u l t s :a f t e r 6 0 mi n u t e s o f r o a s t i n g a t a t e mp e r a t u r e o f 7 5 0 o C ,wi t h c o a l d o s a g e o f 6% a nd g r i n d i n g f i n e ne s s o f 一0. 0 45 mm 8 8. 65 % ,a n i r o n c o n c e n t r a t e wi t h i r o n g r a d e o f 5 9. 4 2% , y i e l d o f 7 4. 6 9 % a nd r e c o v e y r o f 9 3 . 8 5% c a n b e o b t a i n e d f r o m t h e r o a s t e d o r e by a d o p t i n g a p r o c e s s c o mp r i s i n g o n e r o u g h i n g a n d o n e c l e a n i n g o f l o w i n t e ns i t y ma g n e t i c s e pa r a t i o n wi t h ma g n e t i c i f e l d i n t e ns i t y o f 9 6 k A/m ,a n d t h e i r o n g r a d e i n t a i l i ng s c a n be r e d u c e d t o b e l o w 1 0% . Ke y wo r d s:t a i l i ng s f r o m i r o n o r e d r e s s i ng;ma g n e t i z i n g r o a s t i n g;ma g n e t i c s e p a r a t i o n;r o t a y r k i l n

高铁铝土矿铝铁分离研究现状

高铁铝土矿铝铁分离研究现状

高铁铝土矿铝铁分离研究现状许斌;李帅军【摘要】介绍了我国高铁铝土矿的资源储量和分布。

根据国内外对高铁铝土矿铝铁分离开展的研究,论述了选矿法、磁化焙烧法、直接还原法、拜耳法、酸法等工艺的研究现状。

%This paper introduces the reserves and distribution of high-ferric bauxite in our country and discusses research status of several processes including mineral processing method, magnetization roasting method, direct reduction method, bayer method,acid method and etc based on the research of aluminum and iron separation from high-ferric bauxite conducted home and abroad.【期刊名称】《矿业工程》【年(卷),期】2014(000)002【总页数】4页(P17-19,20)【关键词】高铁铝土矿;铝铁分离;研究现状;综合利用【作者】许斌;李帅军【作者单位】中南大学资源加工生物学院,湖南长沙 410083;中南大学资源加工生物学院,湖南长沙 410083【正文语种】中文【中图分类】TD9820 引言近年来随着氧化铝工业高速的发展,我国铝土矿开采量也逐年递增,但国内铝土矿产量仍无法满足氧化铝生产需要,导致从国外进口的铝土矿比例迅速增长,铝资源对外依存度大幅增加,严重影响我国铝行业的战略安全[1]。

另一方面,我国高铁铝土矿的资源储量高达十几亿吨,随着技术的进步,高铁铝土矿的开发利用将是我国氧化铝工业可持续发展的有力保证。

高铁铝土矿含铁矿物以赤铁矿、针铁矿、褐铁矿等形式存在,铝矿物则以三水铝石、一水软铝石和一水硬铝石的形式存在。

高铁难选铁尾矿低温深度还原试验研究

高铁难选铁尾矿低温深度还原试验研究作者:于莲陈紫珊王阳杨世成刘淑贤来源:《科技资讯》2016年第04期摘要:针对高铁难选铁尾矿嵌布粒度细、传统选矿很难将其与脉石矿物分离的问题,采用了深度还原对其进行处理。

在高温下进行的深度还原,加入助熔剂可有效降低还原温度,减少能耗。

通过深度还原还原剂用量、助熔剂用量和温度、焙烧时间、磨矿细度以及磁选强度条件试验,确定工艺最佳条件为:原矿:无烟煤:Na2CO3=7∶4∶4,还原温度1 050 ℃,还原时间30 min,磨矿细度-0.074 mm占88.6%,一段磁选,磁场强度100 kA/m下,经综合试验最终产品品位达到90.04%,回收率93.53%。

关键词:高铁难选铁尾矿深度还原助熔剂中图分类号:TD981 文献标识码:A 文章编号:1672-3791(2016)02(a)-0053-02由于矿石嵌布粒度细、易泥化和尾矿中大量存在的细粒赤铁矿、碳酸铁、硅酸铁等难选铁矿物,传统选矿设备很难将铁尾矿中铁矿物与脉石矿物分离。

通过高铁难选铁尾矿深度还原—磁选低温深度还原试验研究,找出最佳工艺条件,为铁尾矿的利用提供有效途径。

1 铁尾矿性质分析对代表性铁尾矿进行多元素分析和铁物相分析,全铁品位为19.68%。

有害元素硫、磷含量较高。

铁矿物以赤褐铁矿为主,约占全铁成分的84.71%左右,同时硅酸铁含量也较高,约为7.47%,磁性矿约为4.47%。

2 还原条件试验2.1 还原剂用量用量试验还原剂无烟煤用量对铁精矿品位和回收率的影响如图1所示,随着无烟煤用量的增加,铁精矿品位和回收率先上升后下降。

当矿煤比7∶4时,还原铁精矿品位和回收率达到最大值。

2.2 焙烧温度试验不同焙烧温度的还原指标如图2所示,随还原温度升高,精矿品位和回收率先上升后下降。

当温度为1 050 ℃时,精矿品位和回收率达到最佳值分别为89.94%和92.23%。

2.3 焙烧时间试验不同焙烧时间下还原指标结果如图3所示,还原时间过长,焙烧产物熔融结块,影响后续磨选作业;还原时间为30 min时,还原铁粉的品位和回收率分别为82.35%和92.88%,为最佳。

高铁三水铝石型铝土矿综合利用新工艺的基础研究


great
significance
to utilize
a
iron gibbsite—type bauxite is
reserve
kind of refractory ores,and it has
large
in China and the rest of Southeast Asia countries.In this thesis,a
element mainly
occurs
occurs
in
goethide,and
contains
aluminum
element
in
gibbsite,goethite
aluminium
and silicon elements,the content of A1203 within the goethide
II
AB STRACT
With
the rapid development of metallurgical industry in China,the
ore
consumption of the
resources
ores
raises
greatly.While the
shortage of
domestic bauxite and iron
Na2S03,while unstable Na2S03 is
decompose into Na2S;the reaction of Na2S03 has the same regulation
Na2C03 and Na2S04 when reacting with A1203 and Si02,Na2S does not

低品位铁矿石流化焙烧_磁选提质试验研究

第45卷第5期2011年5月浙 江 大 学 学 报(工学版)Journal of Zhejiang U niver sity (Eng ineering Science)Vol.45No.5M ay.2011收稿日期:2009 11 27.浙江大学学报(工学版)网址:w w w.journals.z /eng基金项目:博士点基金新教师基金资助项目200803351056);高等学校学科创新引智计划资助项目(B08026).作者简介:王国军(1984-),男,山西运城人,硕士生,从事循环流化床高效焙烧系统研究.E mai l:wgjamb@通信联系人:朱燕群,女,工程师.E mail:yqzhu@DOI:10.3785/j.issn.1008 973X.2011.05.018低品位铁矿石流化焙烧 磁选提质试验研究王国军,朱燕群,王智化,杨 丽,王星昊,黄镇宇,周俊虎,岑可法(浙江大学能源清洁利用国家重点实验室,浙江杭州310027)摘 要:针对我国低品位铁矿石嵌布粒度极细,成分复杂,难提难选的现况,运用循环流化床和磁选管进行劣质铁矿石的流化焙烧 磁选试验研究,试验采用CO 、N 2的混合气体营造还原性气氛(其中CO 体积分数为10%),将粒径为1mm 以下的新疆某低品位铁矿石(原矿铁品位为9 63%)于850 焙烧10min,得到强磁性的磁铁矿,将焙烧产物破碎细磨(磨至200目以下占75%),利用湿式磁选管在71 66kA/m 的磁场强度下进行弱磁选抛尾,可以得到铁精矿品位为46 25%,全铁回收率为25 52%的选矿指标.研究表明,运用循环流化床焙烧 弱磁选的方法提质铁矿石,可以有效地减少焙烧时间,在保证选矿达标的基础上,有效地降低生产周期.关键词:循环流化床;低品位铁矿;焙烧;磁选中图分类号:T K 22;T D 92 文献标志码:A 文章编号:1008 973X(2011)05 0885 05Investigation on upgrading iron ore utilized by circulatingfluidized bed roasting and magnetic separationWA NG Guo jun,ZHU Yan qun,WANG Zhi hua,YANG Li,WAN G Xing hao,HU ANG Zhen yu,ZH OU Jun hu,CEN Ke fa(State K ey L abor ator y o f Clean E ner gy Utiliz ation,Zhej iang Univ ers ity ,H angz hou 310027,China)Abstract:T he low grade iro n o re has ty pically characterisic of dissem inated fine granularity,com plex com ponents and difficult purification in China.T herefo re,a new process o f integ rated circulating fluidized bed (CFB)r oasting w ith magnetic separation w as employed to upgr ade the low grade iron ore.Under the re ducing atmo sphere conditio n w ith 10%CO and N2balanced,the Xinjiang 's low g rade iron or e,w hich w as below 1m m diam eter,9.63%by gr ade o rginally,w as roasted at 850 for 10minutes,to obtain hig hly magnetic mag netite After g rinding,75%less than 0.074mm in diam eter,and wet ty pe magnetic sepera tion at 71.66kA/m,46.25%ir on o re g rading w as obtained w ith iro n reco very around 25.52%.The re sults v erifies that using the w ay of CFB roasting m ag netic separation process can improve the quality of the iron ore,reduce r oasting time,im pro ve the pro duction cycle.Key words:CFB;low g rade iro n ore;r oast;magnetic separ ation 我国低品位铁矿石由于嵌布粒度极细,成分复杂,要使矿物单体解离,需要磨至很细,泥化现象严重,采用常规的强磁选、直接浮选、强磁脱泥 正浮选、强磁脱泥 反浮选往往都不能达到理想效果,并且矿石品位提升有限.目前国内可开发利用的铁矿资源近一半为难选矿石,品位低、有害杂质多,常规的磁浮选选矿技术已很难提高铁精矿的品位[1].本文对运用一种新的 循环流化床磁化焙烧 弱磁选 工艺对我国新疆某难选鲕状赤铁矿的提质富集问题进行了深入的探讨.利用循环流化床中气固反应物料混合迅速,传热传质速度高,床内处于等温状态等特点,采用 磁化焙烧 弱磁选 的方法将鲕状难选铁矿石在还原性气氛中使弱磁性铁矿物焙烧转变为强磁性铁矿物.1 还原磁化焙烧原理还原磁化焙烧[2]是在低于矿物原料熔点和一定气氛中使弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物的处理工艺,铁矿中的赤铁矿在还原性气氛中经过磁化焙烧以后变成强磁性的物质,而脉石矿物的磁性却不变,因此铁矿经过磁化焙烧以后就可以有效地实现铁矿石与脉石的分离.本文的还原剂为CO,还原焙烧弱磁性的赤铁矿(Fe 2O 3)的化学反应如下:3Fe 2O 3+CO=2Fe 3O 4+CO 2,(1)当CO 过量时,会和生成的Fe 3O 4继续反应生成弱磁性的FeO,这属于过还原反应,会影响到磁选的效果,过还原反应如下:Fe 3O 4+CO=3FeO+CO 2,(2)FeO+CO=Fe+CO 2.(3)图1 赤铁矿还原过程的Fe O CO 综合图Fig.1 F e O CO com positive g raph利用化学热力学平衡分析软件FACT AGE 进行的Fe 2O 3相变计算结果如图1所示,横坐标表示CO 与Fe 2O 3的相对物质的量之比,纵坐标T 为反应热力学温度,单位K 0,图中可以看出,控制CO 的相对质量,使Fe 2O 3可以有效地转变成为Fe 3O 4,并不希望Fe 3O 4继续还原为FeO 和Fe.当CO 和(Fe 2O 3+CO)的量比大于1/4时,会有弱磁性的FeO 生成,所以保持CO 和(Fe 2O 3+CO)的量比小于1/4,即CO 和Fe 2O 3的量比小于1/3.磁化焙烧 弱磁选 试验提高低品位铁矿的铁品位,工艺流程如图2所示.图2 磁化焙烧 弱磁选工艺流程F ig.2 P ro cess o f magnetizating ro ast and low intensitymag net ic separat ion有研究者采用还原焙烧的方法来提升品位,如李广涛等[3]采用矿石搀混煤样在马弗炉中还原的方法,得到了较好的提升效果,但是反应过程缺乏气氛控制,且矿石与煤粉的接触不佳均限制了其最终应用.在流化床焙烧反应中,对焙烧物料在熔点以下加热,物料不结块,松散成粒状,有利于分析和继续加工.同时反应物料混合迅速,传热传质速度高,床内处于等温状态.本次实验以循环流化床技术实现对新疆某低品位铁矿石的还原焙烧.在循环流化床锅炉燃烧发电过程中,为抑制NO x 生成,常常通过分级配风[4]营造局部还原性气氛,且物料处于流化状态,传热、混合及反应时间均非常充分,若将铁矿石的还原焙烧与煤粉流化床燃烧技术[5]相结合,在流化床锅炉内合理组织燃烧气氛和燃烧温度,同时将赤铁矿有效还原为磁铁矿,将成为一种非常有效的低品位铁矿石品位提升手段和技术.同时流化床燃烧温度也非常适合赤铁矿的还原,并且在低N O x 燃烧技术中控制炉内局部的还原性气氛[6]已非常成熟,同时煤粉燃烧的热量可继续发电,由矿石替代部分床料,在发电的同时有效还原赤铁矿,大大降低运行成本.本试验是初步验证性试验,所以首先采用模拟还原性气氛来研究对矿石的焙烧特性,炉内气氛采用CO 和N 2的不同比例混合气体来实现,温度通过电加热来实现.还原焙烧后通过磁选机进行矿石的富集提纯.硫磷等杂质由于浮选工艺成熟,本文暂以铁品位提升为研究重点[4 7].2 矿样及试验装置介绍本文试验的低品味矿样采自于新疆某地,样品886浙 江 大 学 学 报(工学版) 第45卷多元素分析见表1,原矿铁品位9 63%,磁性物质的质量分数较小.表1样品多元素化学分析T ab.1 Chemical analysis of specimen%w (T F e)w (F eO)w (M n)w (M g )w (A l)9 633 230 082 267 2w (Si)w (S)w (P)w (T i)w (V )2 230 040 470 5对试验样品的XRD(X 射线衍射)分析结果如图3所示,图中,M 表示2倍角,I 表示衍射强度,样品的成分比较复杂,Fe 主要以硅酸盐的形态存在,少数的磁铁矿以伴生矿状态出现.图3 X 射线衍射分析结果Fig.3 X ray diffr action analy sis results流化床实验装置见图4,主要由流化床反应炉及预热管、高温旋风分离器组成.流化床内部为一根内径为42mm,高度为1000mm 的耐热不锈管,床层内装有测量床温的K 型热电偶.N 2和CO 的混合气体经预热管预热后进入到反应段,作为床料的矿样由流化床上部的投料口加入,反应完后从下部的排渣口排出.在试验时将炉膛温度稳定在某一稳定范围内,从加料口投入铁矿石样品,粒径在1mm 以下,然后通入N 2使和CO 的混和气体使物料充分流态化进行焙烧并开始计时,焙烧到指定时间后,切断气体,打开下部的排渣口并将其卸入水中淬冷,这种冷却方法优点是不与空气接触,冷却速度快,不影响焙烧矿的选别效果[8].将冷却后的物料研磨一定的细度后用磁选管选别,并用化学滴定法分析精矿和尾矿的铁品位,计算铁回收率,作为产品质量的评价指标.本文中 表示精矿铁品位, 表示精矿铁回收率.流化风量[9]可根据床层压降 流量特性曲线确定.通常将从固定状态转变为硫化状态时的风量成为临界流化风量.风速从零开始逐渐增大时,床层保持固定床状态,床层压降呈正比增加.随着气体流量逐渐增大,一些细颗粒会很容易在大颗粒构成的空穴中起到很好的润滑和促使大颗粒松动的作用,气1 N 2;2 CO;3 流量计:4 预热管;5 卸料管;6 风室,外接U 型管测压力;7 布风板;8 反应炉;9 高温旋风分离器;10 投料口;11 烟气出口;T 测温点图4 循环流化床磁化焙烧试验台示意图Fig.4 Schematic diag ram of CFB used for magnetizing roast体流量大到一定程度后,大颗粒也开始流化,使床层压降逐渐增加,直到大颗粒被完全流化,床层压降才不再随气速的增大而增加.床层从固定床转变到流化床没有明显的 解锁 现象.一般认为此时固定床与流化床2条压降线的延长线的交点对应的气体流量为临界流化风量.调节电加热的功率使炉膛温度维持在700 10 ,加入粒径为1mm 以下的试样150g ,测得料层阻力p 随入口空气体积流量q V 的变化如图5所示,图中可以看出,当空气体积流量约为0 6m 3/h 时床料开始流化[10],试验时的操作流化气体流量选择为1 4m 3/h.图5 料层阻力Fig.5 L ayer resistance3 结果与讨论3.1 焙烧温度的影响将破碎到粒径为1mm 以下的铁矿石分别在650 10、700 10、750 10、800 10及850 10 5个温度条件下通入CO 体积分数为10%的还原性气体焙烧10min,将还原后的产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度为71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果如图6所示.887第5期王国军,等:低品位铁矿石流化焙烧 磁选提质试验研究图6 焙烧温度对焙烧产品的影响Fig.6 Effect of temperature o n c r oasted pro duct 从图6可看出,铁精矿铁品位随着温度的升高而增加,铁品位从41 25%增加到46 26%,但是铁回收率在700 10 至850 10 范围内回收率基本相近,综合考虑铁品位和回收率2个因素选择最佳焙烧反应温度为850 .3.2 焙烧时间的影响温度为850 10 、CO 体积分数为10%的条件下,将破碎到粒径为1mm 以下的铁矿石颗粒分别在2、4、6、8、10m in 5个时间段进行还原焙烧,将焙烧产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果如图7所示:随着还原焙烧时间t 越长,选矿的效果越好,精铁矿的品位和回收率随着反应时间的延长而增大,在2min 时,精矿铁品位为39 78%,到6min 时已达到43 78%,之后趋势减缓,到10m in 时达到46 25%,时间选择为10min.图7焙烧时间对焙烧产品的影响Fig.7 Effect o f time o n r oasted pr oduct3.3 还原性气氛的影响在850 10 、反应时间为10min 的条件下,将粒径为1m m 以下的铁矿石颗粒分别在CO 体积分数为3%、5%、8%、10%及15%时进行还原焙烧,将还原后的产物磨至200目以下占75%,在磁选磁感强度71 66kA/m 的条件下进行弱磁选,结果见图8所示.当CO 体积分数 从3%增加到10%时,精矿铁品位和铁回收率都随之增大,当CO 体积分数为10%时精矿铁品位达到46 25%,精矿铁回收率为25 52%,当CO 体积分数从10%增加图8 (CO )对焙烧产品的影响F ig.8 Effect of CO vo lume f ractio n o n r oasted pr oduct到15%,精铁矿铁品位和铁回收率基本保持不变,所以最佳还原性气氛选择10%的CO 体积分数.3.4 磁感应强度的影响采用磁选管对焙烧矿进行磁选试验.将粒径为1mm 以下的原矿在850 10 、反应时间为10m in 、CO 体积分数为10%的条件下进行焙烧,将焙烧产物磨至200目以下占75%,然后在不同的磁场强度下进行弱磁选,试验结果如表2所示.随着磁选磁场强度H 从39 81kA/m 提高到103 51kA/m,铁回收率从22 05%上升至28 66%,但精矿铁品位从47 2%逐渐下降到42 46%.综合考虑精矿铁品位和铁回收率,选择磁选磁场强度为71 66kA/m.表2 磁场强度对焙烧 弱磁选的影响T ab.2 Effect o f mag netic field on r oasting low intensitymag netic separationH /kA m -1产品产率/% (F e)/% (Fe)/%39 8155.7471.6687.58103.51精矿4 5047 222 05尾矿95 57 8677 95原矿100 009 63100 00精矿5 0047 0624 43尾矿95 007 6675 57原矿100 009 63100 00精矿5 5046 2525 52尾矿94 507 5074 48原矿100 009 63100 00精矿6 0044 5927 78尾矿94 007 4072 22原矿100 009 63100 00精矿6 5042 4628 66尾矿93 507 3571 34原矿100 009 63100 003 5 流程试验根据条件试验结果,本文低品味铁矿石提高铁品位的实验流程如图9所示.从图9可见,采用流化床还原焙烧 弱磁选的试验工艺流程能有效提升该低品位铁矿石,从原矿的9 63%品位提升到46 25%、铁回收率为25 52%.888浙 江 大 学 学 报(工学版) 第45卷图9 磁化焙烧 弱磁选试验流程Fig.9 Pr ocess of mag net izat ing r oast and lo w intensit y magnetic sepa ratio n进一步的条件优化可望进一步提高低品味矿石的精矿铁回收率.4 结 论运用循环流化床和磁选管,通过对劣质铁矿石流化焙烧 磁选的试验研究,得到以下结论:(1)试验中采用的新疆某低品位铁矿石原矿品位为9 63%,矿石中磁性物质含量较低,矿物组成复杂,成分分布不均匀,该矿石组成矿物以细粒为主.将1m m以下粒径的矿物在CO体积分数为10%,焙烧温度为850 时间为10m in,可以显著地将铁品位提高到46 25%,同时可以达到铁回收率为25 52%的选矿指标,证明循环流化床焙烧技术处理低品味铁矿石是可行的.(2)温度是影响还原焙烧的最主要因素,提高反应的温度可以显著的减少反应的时间,在本试验中最佳的温度为850 ;还原性气氛含量越高焙烧的效果也越好,本试验中选用10%的CO体积分数作为最佳的还原性气氛.通过结合煤粉流化床燃烧技术,在流化床锅炉内合理组织燃烧气氛和燃烧温度,将赤铁矿有效还原为磁铁矿.参考文献(references):[1]孙炳泉.近年我国复杂难选铁矿石选矿技术进展[J].金属矿山,2006(3):11 13.SU N Bing quan.Pr og ress in China s beneficiation tech no lo gy for co mplex r ef ractor y ir on ore[J].Metal Mine, 2006(3):11 13.[2]任亚峰,余永富.难选红铁矿磁化焙烧技术现状及发展技术[J].金属矿山,2005(11):20 23.REN Ya feng,YU Yong fu.Present status and dev elo p ment orientation of magnetization r oasting technolog y for re fractor y red iron o res[J].Meta l M ine,2005(11):20 23.[3]李广涛,张宗华,张昱,等.四川某高磷鲕状赤褐铁矿石选矿试验研究[J].金属矿山,2008(4):43 47.LI G uang tao,ZH AN G Zong hua,ZH A NG Y u,et al.T est research o n beneficiation of Sichuan hig h phospho r us Oo litic 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高铁低硫型铝土矿的工艺矿物学研究

高铁低硫型铝土矿的工艺矿物学研究何文洁;郑朝振;刘三平【期刊名称】《中国资源综合利用》【年(卷),期】2024(42)4【摘要】铝土矿主要由铝的氢氧化物、氧化物和硅酸盐矿物组成,是生产金属铝的主要原料。

以某高铁低硫型铝土矿为研究对象,采用元素分析、X射线衍射和扫描电镜等方法,研究铝土矿的化学组成、主要矿物的嵌布关系、矿物表面形貌等。

结果表明,矿石中Al_(2)O_(3)含量为44.22%,SiO_(2)含量为5.71%,二者的比值约为7.74。

矿石中主要矿物为三水铝石,褐铁矿(水针铁矿)和勃姆石含量较少。

它既含有少量石英、高岭石、绿泥石和钛铁矿,又含有微量钠长石、方解石、磷灰石、一水硬铝石、铁素体和金红石等。

褐铁矿中分散有微量铝,大多数褐铁矿和石英以极细粒夹杂物的形式包裹在铝矿物集合体中。

矿物粒度分析表明,铝矿物集合体嵌布粒度不小于0.074 mm的累计含量为92.50%,较集中于0.015~0.060 mm,嵌布粒度小于0.010 mm的含量为0.5%;铁矿物集合体嵌布粒度不小于0.074 mm的累计含量为34.45%,嵌布粒度小于0.010 mm的含量较高,为43.44%;石英嵌布粒度不小于0.074 mm的累计含量为40.15%,嵌布粒度小于0.010 mm的含量较高,为39.86%。

矿石中的大部分铝以独立矿物的形式存在。

【总页数】6页(P21-26)【作者】何文洁;郑朝振;刘三平【作者单位】矿冶科技集团有限公司【正文语种】中文【中图分类】TD952【相关文献】1.云南某高硫铁铅锌矿工艺矿物学研究2.高铁铝土矿的工艺矿物学及铝铁分离技术3.焙烧-湿法预脱硅工艺处理高硫低铝硅比铝土矿石的试验研究及效果——以贵州务川大竹园铝土矿区矿石为例4.遵义高硫铝土矿工艺矿物学特征及浮选脱硫试验研究5.贵州某高硫铝土矿工艺矿物学研究因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。

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