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1.
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。  相似文献   

2.
含钼铜精矿氧化焙烧-浸出分离钼研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
四川攀西地区的含钼铜精矿中,由于钼、铜矿物组成复杂,共生关系紧密,提出了氧化焙烧-浸出工艺进一步分离钼。将试样置入焙烧炉中进行氧化焙烧,使硫化物转化为CuO、MoO3、Fe2O3等氧化物后;添加NaOH、H2O与MoO3反应生成可溶性Na2MoO4,浸出渣作为铜精矿产品。研究结果表明:铜、钼等以氧化物形式赋存于焙烧矿中,氧化焙烧矿中的硫含量较低为0.53%,硫以SO2气相形式挥发;在焙烧温度650℃、焙烧时间120 min、氢氧化钠用量为30%、浸出温度60℃、浸出时间120min、浸出液固比2∶1的综合条件下,钼的浸出率为94.24%,铜精矿(浸出渣)中铜的质量分数为24.27%,钼分离效果明显。  相似文献   

3.
实验研究了低品位钼精矿在氧化焙烧过程中温度、时间、通氧气次数、不同熔剂对钼的氧化转化率的影响.当氧化焙烧过程温度为625℃、焙烧2h、间隙通氧气2次、物料比(物质的量比)为:n(Na2CO3):n(NaNO3):n(Mo)=2:0.5:1时,钼的得率大于98%.  相似文献   

4.
低品位钼精矿的钼提取研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.  相似文献   

5.
研究了新型炉料酸性含钛护炉球团矿的焙烧工艺及固结机理,结果表明利用钒钛磁铁精矿和普通磁铁精矿的混合矿在预热和焙烧条件分别为950℃,15min和1200℃,15min时制取的酸性含钛护炉氧化球团矿,其品位为TFe58.56%、TiO  相似文献   

6.
研究了辉钼精矿在Na2 CO3 Na2 MoO4 Na2 SO4 体系的熔盐氧化过程 ,探索了不同工艺参数对钼的转化率和脱硫率的影响 .结果表明 ,在熔盐组成为 1∶1,配料比为 1∶10 ,740℃ ,鼓风速度为 5 .95L/min ,鼓风时间为 10min的条件下 ,钼的转化率和脱硫率均可达 99%以上 .熔炼产物经水浸后 ,钼精矿中的钼和硫分别以Na2 MoO4 和Na2 SO4 形态进入溶液 ,以SO2 形态进入熔炼尾气中的硫不超过总硫量的 0 .8% .  相似文献   

7.
研究了辉钼精矿在Na2CO3-Na2MoO4-Na2SO4体系的熔盐氧化过程,探索了不同工艺参数对钼的转化率和脱Na2CO3-Na2MoO4-Na2SO4硫率的影响.结果表明,在熔盐组成为11,配料比为110,740℃,鼓风速度为5.95L/min,鼓风时间为10min的条件下,钼的转化率和脱硫率均可达99%以上.熔炼产物经水浸后,钼精矿中的钼和硫分别以Nz2M0O4和Na2SO4形态进入溶液,以So2形态进入熔炼尾气中的硫不超过总硫量的0.8%.  相似文献   

8.
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.  相似文献   

9.
含砷铁精矿球团预氧化-弱还原焙烧过程中砷的挥发行为   总被引:2,自引:0,他引:2  
在分析含砷矿物的理化性质和含砷铁精矿矿物学特征的基础上,研究含砷铁精矿球团中砷在预氧化-弱还原焙烧过程中的挥发行为。研究结果表明:内蒙古黄岗铁精矿伴生砷含量为0.344%,且主要以砷黄铁矿形式存在;在200~350℃的干燥阶段不存在砷的挥发;在预热温度为870℃,预热时间为6min,氧含量为6%的条件下,预氧化过程中砷挥发率可达到26.54%,预氧化球团中残余砷主要以砷酸盐形式存在;在无烟煤用量为20%,还原升温时间为60min,恒温焙烧时间为40min的条件下,成品球团矿中砷残留量为0.035%,挥发率达到88.54%;工业生产中应考虑在预氧化阶段和还原焙烧阶段设置砷的回收装置。  相似文献   

10.
为降低独居石分解工艺的加碱量,并提高独居石分解率,本研究在NaOH-Ca(OH)2体系中对独居石精矿进行焙烧分解,采用XRD对焙烧产物进行物相分析,并结合焙烧矿中稀土元素在盐酸中的浸出率判断独居石分解效果.实验分别研究了NaOH添加量、Ca(OH)2添加量、焙烧温度以及焙烧时间对独居石精矿分解的影响.结果表明,在NaOH-Ca(OH)2体系中,独居石精矿分解的最佳工艺条件:NaOH添加量为25%,Ca(OH)2添加量为20%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为1.5h.该焙烧条件下独居石全部分解为稀土氧化物,浓盐酸对稀土浸出率可达到98%左右.与现有工业生产工艺相比,本研究工艺中碱添加量降低55%左右,独居石分解率提高2%左右.  相似文献   

11.
对辉钼精矿在Na2 MoO4 Na2 SO4体系的熔盐氧化过程进行了研究 ,探索了不同的工艺参数对钼的转化率和脱硫率的影响 .研究结果表明 ,在熔盐组成Na2 MoO4与Na2 SO4质量比为 3∶1,配料比为 1∶10 (质量比 ) ,温度为 70 0℃ ,鼓风速度为 1.6 6m s,鼓风时间为 2 0min的条件下 ,脱硫率可达 99%以上 ;得到的熔盐经水浸和碱浸后 ,钼以Na2 MoO4形态进入溶液 ,钼的总浸出率可达 95 .5 %以上 ;硫以SO2 的形态进入气相 ,烟气中的SO2 体积分数可达5 .4%以上 ,可用于制酸 ;含钼渣和浸出液蒸发结晶得到的Na2 SO4晶体可返回再用 ;熔盐氧化过程采用连续操作分批加料方式 ,可提高生产能力 .  相似文献   

12.
为探索将含钛精矿配加到鞍钢卡拉拉精矿中进行球团生产的可行性,考察了膨润土配比、含钛精矿配比和焙烧温度对含钛球团性能的影响。结果表明:在含钛磁铁矿配比为5%~25%条件下,添加1.3%~1.5%的膨润土,可制得满足生产要求的生球;焙烧温度与含钛磁铁矿配比对成品球的抗压强度具有重要的影响,随着焙烧温度升高,抗压强度先增大后减小,在1 200℃左右达到最大值,同时增加含钛磁铁矿的配比可提高抗压强度上升幅度。从球团矿相的角度出发,采用偏光显微镜、扫描电镜(SEM+EDS)和电子探针(EPMA)等分析测试方法,分析了添加含钛磁铁矿降低球团适宜焙烧温度及含钛球团与普通球团强度差异的内在机理,发现在1 150℃时生成了钛赤铁矿,球团获得了强度来源,而高温下TFe (全铁)的氧化再结晶能力差,球团抗压强度降低,因此含钛球团的适宜焙烧温度较低;而含钛球团中钛赤铁矿较粗大,氧化再结晶能力较弱,相反普通球团具有大量细而均匀的磁铁矿晶粒,因此强度较普通球团低。  相似文献   

13.
针对含铅锌赤褐铁矿中主要以铅、锌、铁等金属硫化物形式存在的杂质硫,在还原焙烧过程中不能被有效脱除而影响铁精矿质量的问题,采用氧化焙烧方式研究含铅锌赤褐铁矿中硫的脱除效果和脱硫机理。通过脱硫率、焙烧前后产物的矿相分析、显微观察鉴定以及拉曼光谱测试等表征方法,研究焙烧温度、焙烧时间对含铅锌赤褐铁矿脱硫效果的影响,探讨含铅锌赤褐铁矿的脱硫机理及金属硫化物的转化过程。研究结果表明:含铅锌赤褐铁矿中硫、铅、锌的质量分数分别为3.34%、1.50%和1.25%,在焙烧温度为600~1 050℃和焙烧时间为5~120 min的条件下,氧化焙烧对脱硫过程有不同程度的影响,且随着氧化焙烧温度的提高和焙烧时间的延长,脱硫效果提高。在焙烧温度为1 050℃、焙烧时间为60 min的条件下,硫质量分数降至0.25%,总脱硫率可达92.51%,对低价硫的脱硫率达98.64%。随着氧化焙烧温度的提高,焙烧产物中逐渐呈现多孔微小固熔体形貌和表面高温釉质层。脱硫过程主要为FeS2、PbS、ZnS等金属硫化物在高温下发生不同的氧化反应,且铅锌等金属含量无明显变化,说明含硫杂质被氧化为SO...  相似文献   

14.
随着氯化法钛白产业不断发展,利用我国攀西钛精矿生产氯化法用富钛料是重要的发展趋势。针对攀西钛精矿因杂质含量高无法满足电炉还原钛渣升级原料要求的问题,笔者开展了流态化氧化焙烧磁选提质实验研究,分析氧化过程的物相结构转变,考察焙烧参数、磁选条件等对提质效果的影响。结果表明,基于钛铁矿弱氧化可形成磁性的钛铁矿赤铁矿固溶体原理,在650~750℃温度范围内攀西钛精矿流态化氧化焙烧可获得较高磁性,在3 500Gs下直接磁选精矿产率达70%以上;经进一步球磨磁选后,可获得满足生产升级钛渣(UGS)用原料指标的提质矿,钛回收率49.29%,且通过优化磁选可进一步提高提质效果。通过流态化氧化磁选实现攀西钛精矿提质利用具有较好的可行性。  相似文献   

15.
本文着重讨论气相色谱法测定正辛醇氧化油相产物。实验结果表明,使用102担体涂5%聚乙二醇—12000固定液的色谱柱,SP—2305型气相色谱仪,双柱双气路四臂铼钨丝热导池检测器,氢气做载气,在柱温150℃左右,检测室温度200℃,汽化室温度220℃,载气流速65—75ml/min,桥流150mA,柱前压力1.3公斤/厘米~2的操作条件下,对正辛醇氧化产物(油相)进行分析,采用已知物对照法和保留指数法定性,内标法定量,结果令人满意。  相似文献   

16.
采用氯化焙烧可有效实现铜渣中含铜、铁物相CuO和Fe3O4的选择性氯化挥发分离,氯化剂种类不同铜氯化挥发过程特异性明显.FeSO4·7H2O为添加剂,NaCl和CaCl2为氯化剂分别对CuO进行氯化焙烧时,物料失重可分为主要失水阶段、微量失水阶段和氯化失重阶段三部分,其中氯化失重部分反应属一级反应.CaCl2焙烧起始反应温度较NaCl较低为315.9℃,且其焙烧反应活化能4.826KJ/mol低于NaCl 6.001KJ/mol.影响CuO氯化挥发效果的主要因素为焙烧温度,焙烧温度1130℃、焙烧时间60min、氧气流量0.2L/min、CaCl2加入量1.6(CaCl2与铜渣质量比)和FeSO4·5H2O加入量4.42(FeSO4与铜渣质量比)条件下,焙烧物料失重率最大达62.3%,基本可实现物料中铜的氯化挥发,同时铁氯化损失率较小,可实现铜铁氧化物的选择性氯化挥发分离.  相似文献   

17.
在研究福建省某钼矿厂难选低品位钼中矿性质基础之上,通过高效捕收剂、组合抑制剂的优化配伍,结合浮选与重选技术,实现了该钼矿物的高效综合利用,得出合理的浮选流程结构与药剂制度和最佳的重选工艺参数.浮选钼精矿产品品位为45.14%,回收率达到64.7%,钼浮选尾矿由重选可分别获得硫精矿和重选钼精矿,其中重选钼精矿产品品位为3.17%,回收率达到17.2%,整个流程中钼总回收率达到81.9%.  相似文献   

18.
以低熔点醋酸锂(70℃)和醋酸锰(80℃)为原料,在不添加任何燃料的条件下,用熔盐燃烧合成法制备尖晶石型LiMn2O4正极材料.研究了600℃点燃温度下,不同保温时间以及2次焙烧的工艺条件对产物的影响.结果表明,在600℃通过延长保温时间不能得到单相尖晶石型LiMn2O4产物,只能得到主晶相为尖晶石型LiMn2O4的产物.保温时间1 h时产物中有Mn3O4和Mn2O3 2种杂质,而保温时间达3 h及以上时,产物中只有Mn2O3杂质,其中以保温时间6 h得到的LiMn2O4含量最高,杂质最少;产物经600℃2次焙烧12 h后可得到单相尖晶石型LiMn2O4物质,且增加焙烧时间大于12 h后对样品中成分基本无影响;产物中LiMn2O4的结晶性随焙烧时间增加而逐渐增加.  相似文献   

19.
针对锰酸钾的制备过程中碱与锰摩尔比和反应温度较高的问题,以低品位软锰矿为原料,采用马弗炉-石英流化床层二段焙烧工艺,制备锰酸钾的过饱和溶液。同时研究流化床中温度对锰转化率影响的动力学方程。研究结果表明:碱与锰摩尔比和流化床焙烧温度对锰转化率影响较大,最佳实验条件是碱与锰摩尔比为3.2:1,马弗炉焙烧时间为1 h,焙烧温度为400℃,流化床焙烧时间为2.5 h,焙烧温度为260℃,水汽流速为120 L/h,水汽温度为70℃;在此条件下,锰的转化率最高,可达94.4%。流化床反应的表观反应活化能为62.605 k J/mol,反应速率受表面化学反应的控制。  相似文献   

20.
考察了焙烧温度及焙烧时间对自蔓延法制备的CaB6中氯含量的影响,利用DSC,XRD及SEM等技术对产物进行了表征.结果表明:自蔓延反应产物是由CaB6,MgO及少量的Ca3(BO3)2和Mg3(BO3)2相组成;浸出产物为纯净的CaB6,其质量分数为96.82%,氯残留量为0.36%.随着焙烧温度升高及焙烧时间的增加,CaB6中氯去除率增加;720℃焙烧6 h,CaB6中氯去除率可达80.12%;焙烧温度过高,氯去除率下降,同时CaB6会氧化变质.  相似文献   

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