氢氧化钠焙烧硼精矿提取硼砂的研究

为更加合理、有效的利用硼精矿,针对目前硼精矿冶炼过程中存在的问题提出工艺改进,以辽宁硼精矿为原料,采用氢氧化钠钠化焙烧的方法处理得到熟料,熟料经溶出、过滤、分离得到B_2O_3溶液和提硼渣,碳分含硼溶液得到硼砂产品.考察了碳分温度、碳分终点pH值和碳分B_2O_3浓度对硼砂回收率的影响.最佳工艺条件为:碳分温度20℃、碳分终点pH值9. 5、碳分B_2O_3浓度25 g/L,该条件下硼砂回收率为84. 6%.采用XRD、SEM和ICP分析了硼砂产品的组成、结构和成分,结果表明,该硼砂为晶型发育良好的块状结构,且纯度为97. 6%.     

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％。     

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。     

富硼渣钠化法制备硼砂过程中的影响因素

X射线衍射分析(XRD)表明,富硼渣中的硼组分主要以Mg2B2O5形式存在,而钠化渣中的硼组分以Na4B2O5和NaBO2晶相形式析出.对钠化渣进行磨细、水浸、过滤、结晶等操作,可最终制得硼砂晶体.采用化学分析和XRD等方法研究了热处理温度、碳酸钠加入量、钠化渣细度对硼浸出率的影响.当钠化渣在温度为650℃下保温1.5h,碳酸钠加入量为理论量的2.3倍,钠化渣粒度小于74μm时,硼的最大浸出率可达76.04%.     

低品位硼铁矿中硼的富集

采用还原焙烧、磁选工艺流程和粉矿直接入炉焙烧技术,对难选低品位硼铁矿中硼的富集进行了研究.按化学当量比C/O=1(原子比)进行配碳,使用马弗炉进行焙烧实验,在500～1 450℃研究了不同焙烧温度下硼品位和硼回收率的变化.研究结果表明:随着焙烧温度的提高,铁晶颗粒增大,在1 200℃时硼精粉品位达到14.29%,满足硼化工工业对硼品位的要求(ω(B2O3)≥12%);硼回收率在1 200℃以上时能达到90%以上.当焙烧温度在1 350℃以上时,硼的回收率和品位没有太大的变化.焙烧温度选择在1 200～1 350℃为宜,既能实现高的硼回收率,硼品位又能满足硼化工工业的要求.     

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.     

富硼渣硫酸浸出试验研究

以富硼渣为原料，在１．５ｍ＾３浸出罐中进行硫酸浸出试验，硼的浸出率主要与富硼渣的结构，粒度，加酸量及浸出时间和温度等因素有关，试验结果表明，富硼渣中硼只要以遂安石晶体存在，粒度在０．１８～０．１６ｍｍ加酸量为８０％，浸出时间９０ｍｉｎ温度９５～１００℃硫酸浸出率可大于９０％。     

富硼渣盐酸法制取硼酸和氢氧化镁

采用富硼渣盐酸法来处理富硼渣,通过单因素试验和正交试验确定富硼渣盐酸浸出的最佳试验条件.针对盐酸浸出液,开发了制备硼酸联产氢氧化镁和硫酸钙工艺.研究结果表明:浸出温度为95℃,盐酸用量为理论用量的95％,浸出时间为40 min,浸出液固比为1:1时,B浸出率为94.60％,Mg浸出率达到90.56％.制得的硼酸纯度为99.55％,氢氧化镁的纯度达到80％以上,副产品硫酸钙纯度达到98.81％.     

氧化锌矿溶出液的净化

以中低品位氧化锌矿的硫酸铵焙烧熟料溶出液为原料,其中主要含有Zn SO4,Fe2(SO4)3及Al2(SO4)3,以碳酸氢铵为除杂剂,采用黄铵铁矾法和水解法去除溶液中的杂质Fe和Al以得到较为纯净的Zn SO4溶液,实验考察了溶液p H值、反应温度、反应时间对除铁率的影响,得到了黄铵铁矾渣,继续调节硫酸锌溶液的p H值以水解去除溶液中的Al,得到铝渣.采用XRD,SEM,化学成分分析等手段对黄铵铁矾渣、铝渣进行了表征,结果表明黄铵铁矾发育良好,颗粒规则,氢氧化铝粒度不均匀.     

石煤氧化焙烧-酸溶液浸出提钒工艺

针对某地石煤原料组成特点,为提高石煤中钒的浸出率本试验采用氧化焙烧-酸溶液浸出提钒的工艺,研究了焙烧温度,添加剂氯化钠的用量,焙烧时间,酸浸出液用量及浸出温度时间对钒浸出率的影响.结果表明:,焙烧水浸后渣再用稀酸浸出的方法,钒的浸出率可提高10 %左右,钒的浸出率可达到75 %~80 %.     

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℃.     

一水硬铝石矿-氢氧化钠体系微波焙烧相变规律

以饱和氢氧化钠溶液为添加剂,利用微波加热对一水硬铝石矿进行焙烧处理. 考察微波焙烧温度和氢氧化钠添加量对一水硬铝石矿-氢氧化钠体系相变规律的影响,并对微波加热和常规加热得出的焙烧产物做物相结构的比较. 利用X射线衍射分析和扫描电子显微镜技术对熟料的物相结构和微观形貌进行分析. 结果表明微波加热促进氢氧化钠快速并充分的与一水硬铝石矿反应. 与常规加热相比,微波加热在更低的温度下能生成更多铝酸钠物相. 微波加热后的熟料疏松多孔,有利于后续溶出处理.     

煤的挥发分对高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧的影响

在相同还原焙烧条件和等量添加剂下,系统研究了煤基还原剂中的挥发分对鄂西高磷鲕状赤铁矿在直接还原焙烧过程中对含铁和磷矿物的影响.通过XRD及SEM分析对煤基中挥发分的作用机理进行初步阐述.研究结果表明,煤的挥发分有利于铁回收率的提高,对降低铁产品中磷不利.经过类高温干馏的两种煤种的原煤作为还原剂时,焙烧产品新生成脉石矿物不同,并且原矿中鲕绿泥石和石英等会与含铁矿物发生复杂的化学反应,原矿中含磷矿物大部分仍以氟磷灰石形式存在,但少部分含磷矿物仍会参与还原焙烧的反应.     

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...     

氯化铵焙烧生石灰提取可溶性钙

为实现生石灰的高附加值利用,采用水浸氯化铵与生石灰的焙烧熟料提取氧化钙,考察了焙烧温度、焙烧时间及铵矿物质量的比对生石灰中氧化钙提取率的影响.通过正交试验,确定了最佳提取氧化钙焙烧条件.研究结果表明:最佳的焙烧工艺为焙烧温度250℃,焙烧时间90min,铵矿物质的量比2.2∶1,此时,氧化钙的提取率可达97.26%.利用差热法进行了机理分析,结果表明氯化铵焙烧生石灰过程总体分三个化学反应步骤.     

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...     

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.     

Recovery of valuable metals from a low-grade nickel ore using an ammonium sulfate roasting-leaching process

Metal leaching from a low-grade nickel ore was investigated using an ammonium sulfate roasting-water leaching process. The nickel ore was mixed with ammonium sulfate, followed by roasting and finally leaching with water. During the process the effects of the amount of ammonium sulfate, roasting temperature, and roasting time on the leaching recovery of metal elements were analyzed. The optimum technological parameters were determined as follows:ammonium sulfate/ore ratio, 0.8 g/g; roasting temperature, 400℃; and roasting time, 2 h. Under the optimum condition the leaching recoveries of Ni, Cu, Fe, and Mg were 83.48%, 76.24%, 56.43%, and 62.15%, respectively. Furthermore, the dissolution kinetics of Ni and Mg from the nickel ore was studied. The apparent activation energies for the leaching reaction of Ni and Mg were 18.782 and 10.038 kJ·mol-1, which were consistent with the values of diffusion control reactions. Therefore, the results demonstrated that the leaching recoveries of Ni and Mg were controlled by diffusion.     

焙烧改造对沸石特征及其去除氨氮性能的影响

以天然斜发沸石为研究对象,通过不同温度及时间梯度焙烧改造天然斜发沸石,重点研究了焙烧改造后沸石结构特征的变化以及对再生水中氨氮去除性能的影响.结果表明:在适宜的焙烧温度和时间下,天然斜发沸石因孔道内部水分及杂质脱除,比表面积增大,而晶体结构和孔径分布特征无明显变化,且阳离子交换容量并不增加,但对水中氨氮去除率由5315%提高到7213%;而过高温度及过长时间的焙烧改造沸石,导致沸石特征衍射峰减弱,骨架结构出现坍塌,比表面积与阳离子交换容量大幅下降,孔径分布特征变化明显,对水中氨氮的去除率明显下降.     

Generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron mineral reduction in selective direct reduction of laterite nickel ore

Numerous studies have demonstrated that Na₂SO₄ can significantly inhibit the reduction of iron oxide in the selective reduction process of laterite nickel ore. FeS generated in the process plays an important role in selective reduction, but the generation process of FeS and its inhibition mechanism on iron reduction are not clear. To figure this out, X-ray diffraction and scanning electron microscopy analyses were conducted to study the roasted ore. The results show that when Na₂SO₄ is added in the roasting, the FeO content in the roasted ore increases accompanied by the emergence of FeS phase. Further analysis indicates that Na₂S formed by the reaction of Na₂SO₄ with CO reacts with SiO₂ at the FeO surface to generate FeS and Na₂Si₂O₅. As a result, a thin film forms on the surface of FeO, hindering the contact between reducing gas and FeO. Therefore, the reduction of iron is depressed, and the FeO content in the roasted ore increases.