Basic characteristics of Australian iron ore concentrate and its effects on sinter properties during the high-limonite sintering process

The basic characteristics of Australian iron ore concentrate (Ore-A) and its effects on sinter properties during a high-limonite sintering process were studied using micro-sinter and sinter pot methods. The results show that the Ore-A exhibits good granulation properties, strong liquid flow capability, high bonding phase strength and crystal strength, but poor assimilability. With increasing Ore-A ratio, the tumbler index and the reduction index (RI) of the sinter first increase and then decrease, whereas the softening interval (Delta T) and the softening start temperature (T (10%)) of the sinter exhibit the opposite behavior; the reduction degradation index (RDI+3.15) of the sinter increases linearly, but the sinter yield exhibits no obvious effects. With increasing Ore-A ratio, the distribution and crystallization of the minerals are improved, the main bonding phase first changes from silico-ferrite of calcium and aluminum (SFCA) to kirschsteinite, silicate, and SFCA and then transforms to 2CaO center dot SiO2 and SFCA. Given the utilization of Ore-A and the improvement of the sinter properties, the Ore-A ratio in the high-limonite sintering process is suggested to be controlled at approximately 6wt%.

Pretreatment and thiosulfate leaching of refractory gold-bearing arsenosulfide concentrates

A hydrometallurgical process for refractory gold-bearing arsenosulfide concentrates at ambient temperature and pressure was presented, including fine grinding with intensified alkali-leaching （FGIAL）, enhanced agitation alkali-leaching （EAAL）, thiosulfate leaching and displacement. Experimental results on a refractory gold concentrate showed that the total consumption of NaOH in alkaline leaching is only 41% of those theoretically calculated under the conditions of full oxidization for the same amount of arse- nides and sulfides transformed into arsenates and sulfates, and 72.3% of gold is synchro-dissoluted by thiosulfate self-generated during alkaline leaching. After alkaline leaching, thiosulfate leaching was carried out for 24 h. The dissolution of gold is increased to 91.9% from 4.6% by cyanide without the pretreatment. The displacement of gold by zinc powder in the solution gets to 99.2%. Due to an amount of thiosulfate self-generated during alkaline leaching, the reagent addition in thiosulfate leaching afterwards is lower than the normal.

THIOUREA LEACHING OF GOLD FROM A CALCINE OF GOLD-BEARING ARSENICAL PYRITE CONCENTRATE

The thiourea leaching of gold from the calcine of gold-bearing arsenical pyrite concentrate of Kangjiawan mine was studied.The effects of the leaching time,the concentrations of thiourea,hydrochloric acid and initial ferric ion on the leaching recovery of gold were investigated,and a regressive model has been established,which showed that the concentrations of thiourea and hydrochloric acid were the most important factors,leaching time the second,and concentration of the initial ferric ion the least・Under the optimal conditions,that is,temperature 50℃,the ratio of liquid to solid 4:1,thiourea 12g/L,hydrochloric acid 1 mol/L,and initial ferric ion 1 g/L,the leaching recoveries of gold and silver were more than 81%and 73%,respectively.The increase of silver recovery and the reduction of thiourea consumption could be attained when sodium sulphite was added.

含铅锌难选赤褐铁矿还原焙烧及动力学

针对含铅0.39%、含锌0.30%、全铁(TFe)含量47.04%的含铅锌难选赤褐铁矿,通过碳热还原焙烧实验,考察了还原焙烧过程中赤褐铁矿的还原效果和铅、锌杂质的脱除率;借助恒温热重分析,研究了还原焙烧过程反应分数、反应速率及动力学参数,探讨了难选赤褐铁矿碳热还原焙烧动力学。结果表明,在焙烧温度1200℃、还原剂碳氧比2.25、焙烧时间60 min条件下碳热还原焙烧,所得焙烧矿经弱磁选,可获得全铁品位89.63%、铁回收率86.09%的铁精矿,铅、锌杂质脱除率分别为98.97%、91.19%。含铁矿物主要转变为类球状金属铁颗粒,微区点含铁纯度可达99.4%以上。铁矿还原焙烧过程符合收缩边界控制反应机理和收缩球体模型,表观活化能为91.37 kJ/mol,指前因子为18.09 min^(-1),表明反应速率限制环节为固相扩散。研究结果可为类似矿石还原焙烧脱除有害杂质提供借鉴。

难选褐铁矿氯化离析焙烧-磁选研究

针对某难选高铝硅褐铁矿,开展了氯化离析焙烧-磁选工艺试验研究,探讨了氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度、磁场强度等工艺参数对选矿指标的影响。结果表明:在氯化剂用量为10%、还原剂用量为20%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为60 min、磨矿粒度为-0.038 mm粒级占97%、磁场强度为133.33 kA/m条件下,可获得全铁含量70.41%、回收率75.72%、Al2O3含量4.26%、SiO2含量7.89%的H65Ⅱ类铁精矿。

某难选褐铁矿直接还原焙烧-磁选工艺研究

对某难选褐铁矿进行了直接还原焙烧-磁选工艺研究。进行了焙烧温度、焙烧时间以及还原剂添加量的条件试验,以及焙烧样品的多种磁选流程对比试验。在原料粒度-2 mm,焙烧温度1 150℃,CaCO3用量为矿量的15%,煤添加量为矿量的25%,盖煤量为球团质量的33%,保温时间2 h,一段磨矿粒度为-0.045 mm粒级占97%,一次粗选场强79 kA/m、两次精选场强45 kA/m时,矿物焙烧金属化率95.24%,铁精矿品位80.61%,回收率88.58%。

某磁赤褐铁矿选矿试验研究

某铁矿原矿品位46.16%,铁矿物主要以磁铁矿和赤褐铁矿形式存在,有害元素硫含量偏高。基于原矿性质分析结果,采用磨矿—弱磁选—强磁粗选,粗精矿细磨精选—摇床扫选的工艺流程处理,获得了铁品位和铁回收率分别为64.73%和16.51%的磁铁矿精矿、及铁品位和铁回收率分别为56.51%和46.58%的赤褐铁精矿,两种铁精矿含硫量均不超标。

钠盐焙烧-酸浸处理高铝高硅极难选褐铁矿研究

采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响,酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明,在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%,碳酸钠用量为15%,焙烧温度为950℃,焙烧时间为30 min,硫酸浓度为7%,液固比为15∶1,酸浸温度为60℃,酸浸时间15 min条件下,可获得TFe品位为60.21%,回收率为93.49%,SiO2和Al2O3含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。

某微细粒嵌布复杂铁矿的选矿工艺流程研究

矿石中铁矿物主要以不规则状产出,粒度以微、细粒为主,嵌布关系复杂,且矿物种类繁多,主要为赤铁矿、假象赤铁矿,其次为磁铁矿、褐铁矿、针铁矿及少量菱铁矿,尚有微量磁赤铁矿、自然铁、磷铁矿等;脉石矿物主要为石英,其它是辉石、绿泥石、云母、长石、黏土矿物等;本研究采用合理多段、适当细磨工艺,强化微、细粒赤铁矿及假象赤铁矿的回收。试验推荐重选—磁选—反浮选联合流程,获得品位为67.79%、回收率为83.23%的铁精矿。

某细粒含锰褐铁矿焙烧-磁选试验研究

湖南某含锰铁矿铁矿物嵌布粒度细、锰含量高，本文采用磁化焙烧‐磁选工艺进行铁的可利用性研究，并对磁化焙烧产品进行了X射线衍射分析和显微形貌分析。研究表明，在焙烧温度为850℃、时间60min、煤炭加入量4％条件下得到的磁化焙烧产品，控制磨矿细度－325日85％～90％，在159kA／m的磁选场强下，经过三次精选，可以得到铁品位55．72％、锰品位为7．03％的铁精矿，铁回收率达到80.84％；磁化焙烧产品中主要矿物为磁铁矿，大部分的磁铁矿嵌布粒度细，与锰矿物、脉石以集合体的形式存在，磁铁矿难以实现单体解离。

含锰褐铁矿焙烧——磁选工艺中锰的行为研究

通过磁化焙烧—磁选、还原焙烧—磁选试验,研究了含锰褐铁矿中锰在工艺过程中的走向;采用化学分析、XRD、SEM、光片等手段,研究了焙砂中锰的赋存状态和嵌布特征。试验结果表明:原矿经过磁化焙烧—弱磁选后,得到的铁精矿中,锰含量较高,在6%以上,铁锰分离效果较差;原矿经过直接还原焙烧—弱磁选后,得到的铁精矿中,锰品位较低,基本上低于3%,实现了铁锰的有效分离。磁化焙烧焙砂中,锰主要以方铁锰矿的形式分布在磁铁矿与脉石矿物的集合体中,嵌布粒度细;直接还原焙砂中,锰主要以尖晶石的形式分布在非铁相中,易与通过磁选实现铁与锰的分离。

辽宁某深埋铁矿石选矿试验

采用磨矿—弱磁选—中强磁选—中强磁选精矿再磨后反浮选工艺流程对辽宁某深埋铁矿石进行了选矿工艺研究。结果表明,对铁品位为29.22%、赤褐铁占总铁67.76%、脉石矿物以石英为主的试样,在磨矿细度为-0.043 mm占75%的情况下,经1次弱磁选(磁场强度为95.50 k A/m)。1次中强磁选,中强磁选精矿再磨至-0.038mm占90%后经1粗1精3扫、中矿顺序返回反浮选,弱磁选精矿与反浮选精矿合并为最终精矿,其铁品位为67.26%、铁回收率为84.68%。试验指标理想,工艺流程简单,可作为该铁矿石资源开发利用的依据。

彝良难选鲕状赤褐铁矿提铁降磷工艺研究

针对彝良难选鲕状赤褐铁矿进行了系统的选矿试验研究,采用强磁选—反浮选及选择性絮凝浮选脱泥—反浮选均可以得到较好的选别指标:在强磁选—反浮选小型闭路试验中可以得到铁品位54.70%、回收率达79.44%、含磷仅0.17%的铁精矿;在选择性絮凝后浮选脱泥—反浮选的工艺流程中可以得到铁品位54.63%、铁回收率达77.62%、含磷仅0.15%的铁精矿。

湖南某石英型赤褐铁矿选矿试验研究

对湖南某石英型赤褐铁矿进行了选择性絮凝-强磁选-反浮选试验研究。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占90.80%、水玻璃用量800 g/t、聚丙烯酰胺用量100 g/t、磁选粗选磁场强度1.4 T、扫选磁场强度1.6 T条件下,获得了铁品位56.17%、回收率60.12%的铁精矿;强磁选尾矿进行反浮选,获得了铁品位47.90%、铁回收率31.46%的中矿和铁品位15.69%、铁回收率8.41%的尾矿。选择性絮凝有利于矿泥与铁矿的分离,可提高铁的回收效果。

印度尼西亚HARITA铁矿石选矿试验

印度尼西亚HARITA铁矿石属于难选氧化铁矿石,矿石中铁矿物以褐铁矿和假象赤铁矿为主,且矿石含泥较多.根据矿石性质对其进行选矿试验,首先将原矿洗去矿泥后筛分成40～6 mm块矿和-6mm粉矿,然后对块矿进行干式强磁选,再将干式强磁选尾矿和粉矿合并磨至-0.076 mm占55％后进行弱磁选—高梯度强磁选,并对洗出的矿泥进行单独弱磁选,最终获得了铁品位为59.14％、铁回收率为57.92％的块精矿和铁品位为61.41％、铁回收率为21.61％的粉精矿,两种精矿总的铁回收率达到79.53％.试验结果不仅为HARITA铁矿石的利用提供了依据,也为东南亚同类型铁矿资源的开发提供了参考.

某微细粒难选铁矿尾矿选矿工艺研究

对铁品位42.36%的某微细粒难选铁矿尾矿进行了选矿工艺研究,制定了磁化焙烧⁃弱磁选的选矿工艺流程,并研究了配煤量、焙烧温度、焙烧时间和磨矿细度等试验条件对铁回收效果的影响。结果表明,在配煤量5%、焙烧温度800℃、焙烧时间30 min的适宜试验条件下焙烧,所得焙烧矿磨至-0.074 mm粒级占75.83%后,经一粗一精弱磁选(磁场强度均为96 kA/m),可获得铁品位56.84%、回收率73.74%的铁精矿。

包钢烧结配加高硅熔剂性褐铁矿的试验研究

文章针对白云鄂博铁精矿SiO_(2)含量低的特点,进行了高硅熔剂性褐铁矿替代蛇纹石的烧结试验,提出了高硅熔剂性褐铁矿在包钢烧结使用的技术方案,可为包钢烧结生产优化铁料结构和熔剂结构以及大幅降低生产成本提供技术支持。试验结果表明,烧结配加10.2%水洗重选后的高硅熔剂性褐铁矿,烧结配矿成本降低,但烧结矿转鼓强度降低1.87个百分点,燃耗升高1.06 kg/t;烧结配加3.4%高硅熔剂性褐铁矿(原矿),烧结配矿成本降低,烧结矿质量指标无显著变化,因此建议采用高硅熔剂性褐铁矿(原矿)用于调整烧结矿的SiO_(2)含量。

山东某褐铁矿磁化焙烧-磁选试验研究

对山东某褐铁矿进行了磁化焙烧-磁选试验。在工艺矿物学研究的基础上,对该矿进行了不同粒度预选试验和焙烧、磁选分选试验,并进行了多流程对比试验;开发出了适合该矿的选矿工艺流程,在原矿TFe品位31.31%条件下,采用预选-焙烧-弱磁选-磨矿-弱磁选工艺,取得了精矿产率49.69%、TFe品位59.48%、回收率94.40%的指标。

徐州铁矿集团镇北铁矿混合矿石选矿试验研究

为了综合回收利用徐州铁矿集团有限公司镇北矿区磁铁矿和赤褐铁矿混合矿资源,采用磁选-强磁选-焙烧磁选工艺对其进行了试验研究,结果表明:可获得铁品位65.46%,回收率93.95%的综合铁精矿品位,精矿产率约提高7%左右,原矿铁品位下降10%左右。

含金褐铁精矿回收金试验研究

以某含金褐铁精矿为研究对象,对其进行摇床重选、浮选及氰化浸出工艺对比试验研究。结果表明:摇床重选和浮选的试验指标均较低,金回收效果不理想;氰化浸出工艺适宜处理该含金褐铁精矿,其具有操作简单、生产成本低等优点,在最佳的浸出条件下,可获得金浸出率92. 80%的较好指标。