一水硬铝石矿-氢氧化钠-氢氧化钙体系在微波场中的物相演变

将一水硬铝石矿与Ca(OH)_2和过饱和NaOH溶液均匀混合后在微波炉中焙烧。利用X线衍射分析技术,研究不同实验因素(微波焙烧温度、NaOH添加量、Ca(OH)_2添加量和保温时间)对一水硬铝石矿-氢氧化钠-氢氧化钙体系相变规律的影响。研究结果表明:升高微波焙烧温度、增加NaOH和Ca(OH)_2的添加量,延长微波保温时间均有利于NaAlO_2和Ca_2SiO_4的形成,从而提高铝硅分离的效果。但当Ca(OH)_2添加过量时反而对熟料的物相结构不利。实验的最优条件为:NaOH与Al和Fe的物质的量比n_(NaOH)/(n_(Al)+n_(Fe))为1.0,CaO与SiO_2的物质的量比n_(CaO)/n_(SiO_2)为2.0,微波焙烧温度为800℃,保温时间为20 min。此时,熟料的结构疏松多孔,浸出效果好。     

一水硬铝石焙烧矿增浓溶出及其机理

为了深入研究焙烧对一水硬铝石矿增浓溶出过程的影响及其活化焙烧强化溶出的机理,采用化学法提纯,从铝土矿中得到了高纯的一水硬铝石矿;经不同温度焙烧后进行增浓溶出,考察了焙烧温度对铝土矿增浓溶出效果的影响.研究结果表明在一定温度范围内,焙烧矿的溶出性能优于未焙烧矿;当焙烧时间一定时,在525℃焙烧的一水硬铝石矿溶出性能明显改善,焙烧矿石中氧化铝可几乎全部溶出.通过X射线衍射对物相、晶体点阵常数的测定以及扫描电镜对焙烧提纯矿形貌的观察,认为强化溶出的主要机制为一水硬铝石提纯矿在一定条件下焙烧后,由结晶完整的一水硬铝石正交晶型逐渐向结晶不完整的刚玉转变,且矿石表面出现大量的裂纹和孔洞,增加了矿石的比表面积,从而强化了其与碱液反应的能力,溶出性能得到明显改善.     

一水硬铝石矿活化焙烧工艺研究

利用马弗炉对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度.研究了焙烧温度、焙烧时间等因素对铝土矿的溶出性能的影响,将活化焙烧矿的溶出性能与原矿的溶出性能进行了对比.利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行表征.实验结果表明:合适的活化焙烧工艺条件为焙烧温度585℃,焙烧时间60 min.在此焙烧条件下,当达到最大溶出率时,焙烧矿的溶出温度较原矿下降了40℃.     

高硫铝土矿氧化焙烧脱硫的节能条件优化

氧化焙烧法处理高硫铝土矿,具有操作简便、能够同时去除矿石中有机物的优点,但仍存在着能耗高以及一水硬铝石脱水造成氧化铝溶出困难等问题.本研究基于黄铁矿和一水硬铝石的热分析和恒温焙烧实验结果,发现黄铁矿脱硫与一水硬铝石脱水反应起始温度接近,但脱硫反应速率慢而脱水反应速率快,从而提出通过降低焙烧反应温度、延长反应时间来提高脱硫率、抑制脱水率的处理工艺.通过模拟样品和实际样品的焙烧条件优化实验,确定硫含量为3.8%的铝土矿最佳脱硫处理条件为:空气气氛下,焙烧温度460~470℃,焙烧时间15~20min,处理后铝土矿含硫量低于0.5%,符合拜耳法氧化铝生产工艺的要求.     

混合导体氧化物SrFeCo_(0.5)O_(3-x)的微波混合加热合成

采用微波混合加热方法(即微波加热+电阻加热)和常规加热方法合成了混合导体氧化物SrFeCo05O3-x粉末·利用XRD,SEM/EDX测试手段对两种方法合成粉末的物相结构,形貌及化学成分进行了分析·结果表明,微波混合加热与常规加热合成粉末的结晶相结构类型相同,但是结晶相比例存在差异·微波混合加热法得到的主相属于立方钙钛矿结构;常规加热法得到的主相属于正交结构·微波混合加热制备的粉末颗粒尺寸分布较均匀,结晶度较好·     

铝合金基体上Al2O3基陶瓷涂层形成机理

为消除铝合金基体上制备陶瓷涂层过程中高温对基体性能的不利影响 ,寻求一种在较低温度下制备陶瓷涂层的方法。将含有一水硬铝石和添加物的浆液施于铝合金基体表面 ,借助于在铝合金表面和涂层内部发生的一系列化学反应而原位生成 Al2 O3基陶瓷涂层。通过研究一水硬铝石在不同温度条件下的热分解反应 ,分析了涂层形成机理 ,借助于X射线衍射、扫描电子显微镜等分析技术对涂层的物相、微观结构和结合机理进行了研究。结果表明 ,利用一水硬铝石热分解在铝合金基体上制备陶瓷涂层是可行的     

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.     

微波加热与常规加热硅锰粉固相脱硅动力学比较

采用微波加热和常规加热对硅锰粉和巴西粉锰的脱硅反应进行了动力学行为研究,以巴西粉锰为脱硅剂,与硅锰粉中的硅发生氧化还原反应.微波加热和常规加热分别加热到不同温度并保温一定时间,测定产物中硅含量并计算固相脱硅反应的表观活化能.实验表明:单一和混合料均可在微波场中快速升温.随着温度的升高和保温时间的延长,两种加热方式脱硅率均随之提高,在相同实验条件下,微波加热的脱硅率和反应速率均高于常规加热,微波加热可以提高固相脱硅率;微波加热固相脱硅反应的限制性环节为扩散环节,其表观活化能为102.93 kJ·mol-1,常规加热脱硅反应的表观活化能为180 kJ·mol-1,说明微波加热能改善固相脱硅的动力学条件,提高固相脱硅反应速率,降低脱硅反应的活化能.     

高硫铝土矿微波焙烧预处理

为了解决高硫铝土矿马弗炉焙烧脱硫效率不高问题,采用微波加热方式对高硫铝土矿进行焙烧,考察了焙烧温度和焙烧时间对矿物中硫含量的影响。用XRD技术对焙烧矿物晶型结构进行了分析,结果表明,微波焙烧温度400 ℃、焙烧时间2 min时,焙烧矿中硫元素含量已低于0.7%;微波焙烧温度550℃、焙烧时间10 min时,焙烧矿中硫元素含量为0.23%。微波使黄铁矿分离出S 2-,并促使S 2-向表面扩散与氧反应生成SO2气体,加速硫的逸出,提高了脱硫效率。     

高硫铝土矿氧化焙烧脱硫研究

针对一水硬铝石高硫型铝土矿,以河南2种地方矿石为原料进行焙烧除硫的研究,并通过对焙烧矿的物相分析进行理论上的探讨。在此基础上,对焙烧矿和原矿的高压溶出进行比较试验,研究溶出液中S2-含量的变化以及焙烧过程对溶出性能的影响。结果表明:硫的物相不同,其硫的脱除率不同;矿石经焙烧后,铝土矿中的黄铁矿FeS2的特征衍射峰消失,而出现了Fe2O3的衍射峰;同时,原矿的一水硬铝石β-AlOOH的衍射峰也消失,而产生了α-Al2O3的衍射峰;原矿经焙烧后溶出液中S2-的质量浓度显著降低,溶出性能更好;对于以黄铁矿为硫的主要物相的河南A矿,在600℃、焙烧60min后,与原矿同时在240℃、焙烧60min进行溶出试验,焙烧矿溶出液中S2-的质量浓度由原矿的1.78g/L下降到0.15g/L,同时,矿石的溶出率由85.27%提高到91.26%。     

高铁赤泥悬浮磁化焙烧-弱磁选提铁工艺

高铁赤泥中的铁含量较多,是一种潜在的铁矿资源.因此,研发创新性工艺和技术以实现赤泥中铁的回收利用和赤泥减量很有必要.针对拜耳法高铁赤泥,制定了悬浮磁化焙烧-弱磁选的工艺流程,并研究了焙烧温度、焙烧时间、还原气CO浓度和总气量对磁化焙烧效果的影响.结果表明,在最佳焙烧条件下,焙烧矿经过弱磁选别,可获得磁选精矿TFe品位为...     

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.     

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.     

Carbothermal reduction characteristics of oxidized Mn ore through conventional heating and microwave heating

For the purpose of exploring a potential process to produce FeMn, the effects of microwave heating on the carbothermal reduction characteristics of oxidized Mn ore was investigated. The microwave heating curve of the mixture of oxidized Mn ore and coke was analyzed in association with the characterization of dielectric properties. The comparative experiments were conducted on the carbothermal reductions through conventional and microwave heatings at temperatures ranging from 973 to 1373 K. The thermogravimetric analysis showed that carbothermal reactions under microwave heating proceeded to a greater extent and at a faster pace compared with those under conventional heating. The metal phases were observed in the microstructures only under microwave heating. The carbothermal reduction process under microwave heating was discussed. The electric and magnetic susceptibility differences were introduced into the thermodynamics analysis for the formation of metal Mn. The developed thermodynamics considered that microwave heating could make the reduction of Mn O to Mn more accessible and increase the reduction extent.     

传统加热和微波加热下氧化锰矿的碳热还原行为研究

For the purpose of exploring a potential process to produce FeMn, the effects of microwave heating on the carbothermal reduction characteristics of oxidized Mn ore was investigated. The microwave heating curve of the mixture of oxidized Mn ore and coke was analyzed in association with the characterization of dielectric properties. The comparative experiments were conducted on the carbothermal reductions through conventional and microwave heatings at temperatures ranging from 973 to 1373 K. The thermogravimetric analysis showed that carbothermal reactions under microwave heating proceeded to a greater extent and at a faster pace compared with those under conventional heating. The metal phases were observed in the microstructures only under microwave heating. The carbothermal reduction process under microwave heating was discussed. The electric and magnetic susceptibility differences were introduced into the thermodynamics analysis for the formation of metal Mn. The developed thermodynamics considered that microwave heating could make the reduction of MnO to Mn more accessible and increase the reduction extent.     

碳质金矿石预氧化焙烧堆浸提金的研究

介绍了对辽宁丹东某金矿碳质硅化低硫金矿石的焙烧预氧化处理及焙砂直接堆浸的试验研究·分析了不同温度、不同气氛及不同时间条件下的焙砂的氧化状态及影响金浸出率的NaCN的质量分数、喷淋强度、焙砂粒度及喷淋时间等主要因素·实验结果表明,先在450℃,通入少量空气(含氧5%～10%)的条件下,焙烧1h(脱砷),然后,在650℃,通入充足空气的条件下,焙烧2h,矿石中的硫化物和碳物质的氧化率和灰化率分别达98%和97%;当NaCN的质量分数为0 10%～0 15%,喷淋强度为15 0L/(m2·h),焙砂粒度为0～3mm,喷淋时间为8～10天,金的浸出率为84 8%·同时,推荐了焙砂直接堆浸的原则工艺流程...     

微波场中锰矿粉碳热还原反应研究

采用微波加热和常规加热对锰矿粉的碳热还原反应进行了研究.利用热重分析仪研究温度、粒度和碳氧原子摩尔数比等因素对微波场中锰矿粉碳热还原反应速率的影响,并通过拟合得到碳热还原反应过程动力学方程,进而得到微波加热相对于常规加热碳热还原的速率增加因子Q.实验结果表明:在微波加热时,随着碳氧原子摩尔数比的升高,物料升温速率随之提高;同时,反应前期升温速率较大,随着反应的进行,升温速率逐渐降低.提高碳氧原子摩尔数比和温度,微波加热碳热还原反应速率加快.减小粒度可以提高反应速率,但当粒度减小到150目时,进一步减小粒度后,反应速率不会有明显的提高.相同的温度和保温时间下,微波加热失重率远大于常规加热,微波加热的促进作用在低温和低温反应后期更为显著.     

Deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates by swelling oxidizing roasting and successive alkaline leaching

A new technique of swelling oxidizing roasting and alkaline leaching was proposed for deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates. Alkali-metal and alkaline-earth-metal chlorides and carbonates were preliminarily selected as swelling agents. The roasting removal rate and alkaline leaching rate of selenium and tellurium were investigated, and NaCl was selected as an appropriate swelling agent. Furthermore, the effects of various factors on the selenium gasification rate and leaching rate of selenium and tellurium were investigated. The results show that the selenium gasification rate reaches 88.41% after swelling oxidizing roasting for 2 h at 510℃ using an NaCl dosage coefficient of 100 and a sulfuric acid dosage coefficient of 1.3; the amorphous elemental tellurium is completely transformed into TeO₂. The roasted product is subjected to alkaline leaching using a 100 g/L NaOH solution, which results in a selenium leaching rate of 10.51%, a total selenium removal rate of 98.92%, and a tellurium leaching rate of 97.64%. In the alkaline leaching residue, the contents of selenium, tellurium, gold, platinum, and palladium are 0.7825%, 5.492%, 8.333%, 0.2587%, and 1.113%, respectively; the precious metals are enriched approximately sixfold.