硼铁矿高炉冶炼过程中铀的物化行为

硼铁矿中含有微量铀，采用液态核乳胶照相，铀的价态分析，Ｘ射线衍射分析，电子探针等手段，测定了矿石中的铀以晶质铀矿物形成存在。矿石经高炉冶炼大部分ＵＯ３被还原成ＵＯ２在渣中富集，渣中的铀仍以晶质铀矿物形式存在。铀与其它矿物镶嵌关系及颗粒度大小均发生了变化。     

硼铁矿提硼过程中硼的行为

用渣－金平衡方法研究硼铁矿选择性还原过程中硼在渣－金两相的分配。矿石中的硼大约１４％进入铁液中形成含硼１％左右的生铁，８６％进入渣中富集，使渣中Ｂ２Ｏ３品位提高５％－６％。在高压釜内进行富硼渣碳酸钠水溶液浸出，同时通入ＣＯ２气体，硼的浸出率与富硼渣的结构，浸出温度，粒度等因素有关。在合适的工艺条件下，富硼渣中８８％－９０％的硼形成硼酸钠而进入溶液中，上述提硼工艺过程硼的总收率可达８８％－９０％。     

物理选矿方法降低富硼渣中铀含量的可行性

研究了铀在硼铁矿原矿及富硼渣中的赋存状态，并利用物理选矿方法进行了硼铁矿原矿、硼铁矿矿产品及富硼渣降铀试验，以最终解决富硼渣中铀含量高的难题。研究结果否定了这种可能性。     

铀在富硼渣中存在形式的研究

本文对含铀约0.01％的富硼渣中轴的存在形式进行了研究。采用液态核乳胶照相、铀价态的化学分析、X 射线衍射及电子探针等手段,确定了富硼渣中的铀矿物主要是二氧化铀。     

钌电极电解还原法制备铀（IV）的研究

研究了在ＵＯ２（ＮＯ３）２－ＨＮＯ３－Ｎ２Ｈ５ＮＯ３体积中，以镀钌钛网为阳极，钛板为阴极电解还原制备铀（Ⅳ）的方法；探讨了电流密度，肼浓度，铀浓度，硝酸浓度以及隔膜等对铀（Ⅵ）电解还原的影响，确定了电解还原制备铀（Ⅳ）最佳的工艺条件；在隔膜电解时，Ｕ（Ⅵ）的还原率可达１００％，而无隔膜电解还原时，Ｕ（Ⅵ）的还原率为６２％。     

钌电极电解还原法制备铀(Ⅳ)的研究

研究了在ＵＯ２（ＮＯ３）２－ＨＮＯ３－Ｎ２Ｈ５ＮＯ３体系中,以镀钌钛网为阳极,钛板为阴极电解还原制备铀（Ⅳ）的方法;探讨了电流密度,肼浓度,铀浓度,硝酸浓度以及隔膜等对铀（Ⅵ）电解还原的影响,确定了电解还原制备铀（Ⅳ）最佳的工艺条件;在隔膜电解时,Ｕ（Ⅵ）的还原率可达１００％,而无隔膜电解还原时,Ｕ（Ⅵ）的还原率为６２％．     

富硼渣碳碱法制取硼砂

以硼铁矿１３ｍ＾３高炉分离得到的现场活性富硼渣为原料，采用碳碱法工艺制取酮砂，实验在ＦＹＸ－０５Ａ型高压釜中进行，通过对反应时间，总压力，液固化，碱量等四方面因素进行正交设计实验，得到１３５℃，纯ＣＯ２条件下富硼渣碳碱法制硼砂实验的最优工艺参数，碳解反应时间１２ｈ碳解罐总压力０．８ＭＰａ液固比２．５，碱量为理论量的１１０％，碳解率大于７５％，实验数据经级差分析表明，碳解反应时间和碳解罐总压力是影响     

某地区火山岩铀矿床成矿热液运移形式及沉淀机理

本文根据某地区若干火山岩铀矿床包裹体资料,采用物理化学分析方法计算出６１０矿田、５７０矿床、６７０矿床成矿热液中铀运移形式,认为该区火山岩铀矿床成矿热液中铀主要以［ＵＯ２（ＣＯ３）３４－］、［ＵＯ２（ＣＯ３）２２－］、［ＵＯ２Ｆ３－］形式运移,并分析其铀沉淀机理．     

硼铁矿磁选分离综合利用新工艺

在实验室条件下，进行了硼铁矿便利的工艺研究，硼铁矿经磁选分离获得含Ｂ２Ｏ３〉１３％的硼精矿和含ＴＦｅ－５５％的含硼铁精矿，硼精矿经活化焙烧，Ｂ２Ｏ３活性大于９０％；可直接用碳碱法生产硼砂，含硼铁精矿可作为烧结球团含硼添加剂使用，或经直接还原熔化分离进行硼铁分离，获得钢铁材料及可直接用于硼砂生产的富硼渣，工艺实现了硼铁矿的综合利用。     

预变形对碳钢渗硼组织的影响

低碳钢（０． ２０％ Ｃ）渗硼后获得由 ＦｅＢ层和 Ｆｅ２Ｂ层组成的硼化物层；高碳钢（１．０％ Ｃ）渗硼后则获得几乎由单－ Ｆｅ２Ｂ层组成的硼化物层．而中碳钢（０． ４５％ Ｃ）的硼化物层则由若干个 ＦｅＢ层和Ｆｅ２Ｂ层组成的亚层所构成．预变形可使低、中碳钢的硼化物层减薄，尤其当预变形量较小（２０％）或较大（６０％）时；而对于高碳钢，预变形则使其增厚，特别在中等变形量（４０％）时．     

含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺的实验研究

针对现有含硼铁精矿硼铁分离工艺所存在的弊端,提出了含硼铁精矿选择性还原-选分新工艺,并通过热力学分析和实验室研究进行了验证.研究表明:对于辽宁凤城Fe和B2O3质量分数分别为5605%和386%的含硼铁精矿,最佳的选择性还原-选分工艺参数如下:配碳比08~10,还原温度1275~1300℃,还原时间不小于20min,还原煤粒度为-0075mm,分选时的磁场强度为50mT.得到的选分产物为高金属化率的金属铁粉,可进一步处理用于钢铁生产;选分尾矿为高品位的含硼资源,可作为硼工业的优质原料.     

从硼泥中提取硅、硼的新工艺

以硼泥为原料,硼泥与碳酸钠混合后在900℃下焙烧2h,采用碱浸法回收焙烧后硼泥中的SiO₂和B₂O₃.通过TG-DSC曲线分析了焙烧阶段的反应过程.通过单因素试验研究了碱浸阶段:n(NaOH)/n(SiO₂)、反应温度、反应时间、液固质量比等条件对硼泥中的SiO₂和B₂O₃提取率的影响.通过正交试验,确定了影响SiO₂提取率各因素之间的主次关系依次为:n(NaOH)/n(SiO₂)＞液固质量比＞反应时间＞反应温度,影响B₂O₃提取率各因素之间的主次关系为:反应时间＞反应温度＞n(NaOH)/n(SiO₂)＞液固质量比.最佳的回收条件:n(NaOH)/n(SiO₂)为25,反应温度为50℃,反应时间为40min,液固质量比为8,在此条件下SiO₂的提取率为83.11%,B₂O₃的提取率为75.28%.     

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.     

硼镁石真空铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

以煅烧硼镁石为原料真空铝热还原炼镁得到的还原渣中富含12CaO·7Al2O3,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液和富硼料,铝酸钠溶液通过碳酸化分解可制备氢氧化铝.以硼镁石铝热炼镁所得还原渣为原料,研究了溶出温度、时间、碳酸钠及氢氧化钠质量浓度对氧化铝溶出率的影响,并对碳分产物进行性能研究.结果表明,在氢氧化钠质量浓度12g/L,碳碱质量浓度210g/L,溶出时间120min,溶出温度95℃,液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率为8521%.氢氧化铝产品为α-Al(OH)3,白度大于98,SEM显示其晶粒小于1μm.     

基于气基直接还原-熔分的硼铁矿高效利用新工艺

实验室条件下,以含硼铁精矿为原料制备氧化球团,对含硼铁精矿气基竖炉直接还原-电炉熔分新工艺进行了研究.结果表明,含硼铁精矿是良好的造球原料,1 200℃下焙烧20 min后,成品球团抗压强度可达2 500 N以上,满足气基竖炉直接还原工艺要求.在H2与CO体积比大于2/5且温度在850~1 000℃条件下,含硼铁精矿氧化球团还原率达到95%的时间为15~60 min,还原膨胀率不高于15%.在高温下电热熔化DRI后硼和铁可以高效分离,硼、铁收得率均可达到98%以上,富硼渣中B2O3的质量分数在21%以上,活性可达89%左右,是"一步法"生产硼酸的优良原料.含硼铁精矿气基竖炉直接还原电炉熔分新工艺可以实现硼铁高效分离和清洁利用.     

利用硫酸铵焙烧工艺提取硼精矿中的硼

为了更加合理有效地利用硼精矿,以辽宁硼铁矿经磁选得到的硼精矿为原料,采用硫酸铵焙烧的方法处理得到熟料,将熟料加水溶出、固液分离得到含硼溶液和提硼渣,含硼溶液用于提取硼酸,提硼渣可用于提取SiO2和MgO.通过单因素实验考察了焙烧温度、焙烧时间、铵矿比对B2O3浸出率的影响.通过正交试验得到提取B2O3的适宜工艺条件为:焙烧温度400℃,焙烧时间90 min,铵矿比1.6,该条件下B2O3的浸出率可达85%以上.对原料及提硼渣进行化学成分和物相组成分析,结果表明本工艺可使大部分硼化物生成可溶物并被提取出来,可实现硼精矿的绿色综合利用.     

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.     

Preparation of ultrafine silica from potash feldspar using sodium carbonate roasting technology

A novel process was developed for the preparation of ultrafine silica from potash feldspar. In the first step, potash feldspar was roasted with Na₂CO₃ and was followed by leaching using NaOH solution to increase the levels of potassium, sodium, and aluminum in the solid residue. The leaching solution was then carbonated to yield ultrafine silica. The optimized reaction conditions in the roasting process were as follows: an Na₂CO₃-to-potash feldspar molar ratio of 1.1, a reaction temperature of 875°C, and a reaction time of 1.5 h. Under these conditions, the extraction rate of SiO₂ was 98.13%. The optimized carbonation conditions included a final solution pH value of 9.0, a temperature of 40°C, a CO₂ flow rate of 6 mL/min, a stirring intensity of 600 r/min, and an ethanol-to-water volume ratio of 1:9. The precipitation rate and granularity of the SiO₂ particles were 99.63% and 200 nm, respectively. We confirmed the quality of the obtained ultrafine silica by comparing the recorded indexes with those specified in Chinese National Standard GB 25576―2010.     

辽宁凤城地区硼铁矿石适宜选矿工艺

根据硼铁矿石性质和冶炼、化工对含硼铁精矿、硼精矿的要求，研究出适宜的选矿工艺，试验结果表明，含硼铁精矿和硼精矿分别满足了冶炼和化工的需要，使开发利用硼铁矿资源成可能。     

NaOH-Ca(OH)2分解独居石精矿的研究

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.