低品位红土镍矿粗细分级-重磁联合除铬工艺

为了降低铬铁矿对红土镍矿湿法冶炼设备的磨蚀,对红土镍矿原矿进行系统的工艺矿物学表征,提出"粗细分级—螺旋溜槽—摇床—磁选"工艺对红土镍矿中的铬铁矿进行富集分离,降低红土镍矿原矿中铬铁矿的含量并获取部分品质合格的铬精矿。研究结果表明:红土镍矿中的铬主要富集在0.058～1.500 mm粒级中,赋存物相为铬铁矿和褐铁矿,分别占比54.51%和44.04%;Ni不存在独立矿物相,95.95%的镍赋存于褐铁矿中。"粗细分级—螺旋溜槽—摇床—磁选"工艺能够将送入冶炼的红土镍矿Cr_2O_3品位由原矿的2.24%降低至1.27%,去除率达43.30%,能够有效降低铬铁矿对红土镍矿冶炼设备的磨蚀;同时,该工艺还能获得Cr_2O_3品位为36.19%,回收率32.07%,铬铁比为2.51的铬精矿。     

铬铁矿的还原焙烧与磁选分离

以南非铬铁矿为原料,以潞安煤粉为还原剂,进行了铬铁矿粉还原焙烧与磁选分离实验。借助扫描电镜、能谱分析和X射线衍射分析,对碳热还原和磁选分离过程中的物相变化进行了系统研究。实验发现,当温度低于1 200℃时,铬铁矿仅发生少量铁氧化物的还原,当温度高于1 300℃时,铬铁矿中铬氧化物开始被还原成碳化铬。随着还原反应的不断进行,铬铁尖晶石结构逐渐发生转变并被破坏。在本实验条件下,铬铁矿较为适宜的预处理温度为1 200℃,此温度下的还原产物磁选后,磁选产物几乎全部为金属铁,磁选所得尾渣的除铁率为46%,铬的收得率为80%,w(Cr2O3)/w(ΣFe O)值高达3.75。研究工作对于铬铁矿预处理工艺的设计开发及低品位铬铁矿的综合利用具有理论指导意义。     

红土镍矿含碳球团深还原-磁选富集镍铁工艺

以红土镍矿为原料,利用深还原工艺将镍和铁由其矿物还原成金属镍和铁,再通过磁选分离富集得到高品位的镍铁精矿.对深还原焙烧工艺参数进行了优化,得到最佳的工艺条件如下:内配碳量(C/O原子比)为1.3,还原时间为80 min,CaO质量分数为10%,还原温度为1300℃.在此条件下得到的镍铁精矿中镍品位为5.17%,全铁品位为65.38%,镍和铁的回收率分别为89.29%和91.06%.利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)对深还原矿及磁选后的镍铁精矿进行了分析,发现深还原矿中出现金属粒,为Ni--Fe合金,镍全部溶于镍铁合金中,铁还有少部分以FeO的形式存在;磁选过程除去大量的脉石,精矿中主要物相为Fe、Ni--Fe、FeO及少量的CaO.MgO.2SiO2.     

红土矿半熔融态还原渣金界面分离的影响因素

红土矿半熔融态还原工艺中金属与渣相的界面分离及液渣从耐火材料表面的脱除是该工艺能否工程化的核心问题.针对该问题,考察了CaO和体系温度对渣铁分离行为的影响规律,同时实验研究了炉渣在不同耐火材料上的界面铺展行为.实验结果表明:不添加CaO时,1440℃金属聚集效果较好,磁选后“精矿”金属质量分数为61%;随着CaO质量分数的增加,液态金属易于团聚与长大,精矿金属的质量分数增加显著,在1400℃,15%CaO时可达937%;熔渣与Al2O3质耐火材料较易润湿,与碳质耐材较难润湿,在实验范围内随着炉渣碱度的增加其与耐材的润湿性变差.     

国外某高云母难处理氧化铜矿选矿工艺研究

针对国外某高云母氧化铜矿开展选矿工艺研究.经工艺矿物学研究得知,以白云母为主的脉石矿物,与目的矿物在选矿时发生竞争吸附,在中矿中反复循环,致使铜精矿产出困难,闭路难以实现金属量的平衡等情况,在选矿工艺流程试验基础上,确定采用预先脱除云母-云母精矿磁选-氧化铜浮选的工艺流程.通过镜下检测发现,预先脱除的云母精矿中含有部分被褐铁矿包裹的微细粒黄铜矿,所以采用强磁法处理云母精矿,获得了磁选精矿含Cu(质量分数,下同)10.55%,Cu回收率0.99%,浮选铜精矿含Cu 20.14%,Cu回收率为84.76%的较好的选别指标,对同类矿床回收有价金属有一定的参考价值.     

镍红土矿加压浸出渣磁化焙烧-弱磁选铁精矿的研究

以镍红土矿加压酸浸渣为原料(其主要成分是以赤铁矿为主的铁矿物),对其进行磁化焙烧-弱磁选铁精矿的实验研究,确定还原焙烧-弱磁选工艺的优化条件。研究结果表明该工艺的优化条件是:无烟煤质量分数为20%,焙烧温度为750℃,焙烧时间为60 min,冷却方式为水冷,弱磁选磁场强度为195 kA/m,在此最优条件下,铁品位和回收率分别为64%和94%,精矿中S质量分数为0.16%,达到了钢铁对铁精矿成分的要求。     

从低品位红土镍矿中高效回收镍铁

以低品位红土镍矿(w(Ni)=1.52%,w(Fe)=14.08%)为原料,采用一步还原焙烧-磁选工艺制取镍铁合金。考察反应温度、反应时间、还原煤量和复合添加剂对红土镍矿焙烧效果的影响。研究结果表明:在还原煤为20%、复合添加剂为12%、焙烧温度为1 200℃、通N2保护条件下焙烧180 min,原矿中的大部分氧化镍和少量氧化铁得到选择性还原;焙砂水淬急冷后常规磁选,得到Ni质量分数为10.74%,Fe与Ni的质量分数之比为4.5,Ni回收率为86.23%的镍铁精矿,达到从红土镍矿中高效回收镍铁的目的。     

难选赤褐-菱铁矿离析焙烧-弱磁选提铁研究

针对重庆綦江沉积型赤褐-菱铁矿,提出离析焙烧-弱磁选工艺实现提铁。矿石与氯化钙、焦炭混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧,铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后,焙烧矿采用弱磁选回收铁。研究结果表明:焙烧矿中产生了以磁铁矿(Fe3O4)、金属铁(Fe)为主的新矿相及少量的氧化亚铁(Fe O)新矿相,实现了铁与其他杂质的有效分离。在离析焙烧温度为950℃、离析焙烧时间为60 min、氯化钙和焦炭质量分数分别为4%和15%、弱磁选磁场强度H为0.10 T、弱磁选磨矿细度小于0.038 mm的铁精矿质量分数为95%的综合工艺条件下,得到了铁品位为72.02%,硫和磷质量分数分别为0.080%和0.053%,铁回收率为82.09%的铁精矿分选指标,提铁效果显著。     

CaO在红土镍矿直接还原焙烧中的作用机理

以Ni和Fe质量分数分别为1.46%和26.68%的红土镍矿为研究对象,进行直接还原焙烧-磁选试验研究,并对焙烧矿进行X线衍射(XRD)与扫描电镜(SEM)分析以研究CaO的作用机理。研究结果表明:使用含CaO的组合添加剂能够达到磁选精矿中镍质量分数为8.58%、回收率为88.15%的最佳试验效果。在直接还原焙烧过程中,添加的CaO能够在焙烧过程中与硅酸盐矿物反应生成辉石、提高含镍硅酸盐的反应活性、促进镍的还原并且能够降低还原过程中NiO与SiO2结合的概率,提高镍的回收率。     

高铁铝土矿的工艺矿物学及铝铁分离技术

研究含铁铝土矿（A和B 2种矿样）的工艺矿物学和磁选铝铁分离技术. 研究结果表明： 2个样品中的铝矿物为晶体粒度细小的一水硬铝石（粒度为5～20 nm）;铁矿物主要为赤铁矿和褐铁矿, 铁矿物嵌布粒度相对较粗（粒度为0.5～3.0 mm）. 当粒度小于0.074 mm的A和B含量分别为87.50%和78.30%, 磁感应强度分别为1.2 T和1.0 T时, 可获得Al2O3质量分数大于65%, Fe2O3质量分数为5%～9%的非磁性物（铝精矿）.     

红格钒钛磁铁矿氧化物相转变及非等温氧化动力学

在对红格钒钛磁铁矿基础特性研究基础上,探讨了其球团氧化过程物相的存在形式和转变过程,并通过热分析法研究了红格矿非等温氧化动力学.结果表明:红格钒钛磁铁矿属于高铬型钒钛磁铁矿,Cr_2O_3的质量分数为1.48%,连晶强度为625 N;主要物相组成为磁铁矿、钛磁铁矿、钒磁铁矿、铬铁矿;温度低于300℃时其氧化速率缓慢;球团氧化过程有价组元物相迁移变化历程为:Fe_3O_4→Fe_2O_3;Fe_2VO_4→(Cr_(0.15)V_(0.85))_2O_3;Fe_(2.75)Ti_(0.25)O_4→FeTiO_3→Fe_9TiO_(15);FeCr_2O_4→(Fe_(0.6)Cr_(0.4))_2O_4,Fe_(0.7)Cr_(1.3)O_3,(Cr_(0.15)V_(0.85))_2O_3.红格矿非等温氧化动力学研究表明:当升温速率为10℃/min时,温度在220~380℃,380~500℃和500~800℃时,反应活化能分别为47.02,14.95和30.36 kJ·mol~(-1).     

氧化钙对高铁铝土矿烧结-分选效果的影响

采用还原烧结-磁选法处理高铁铝土矿,考察了氧化钙对烧结及烧结产品铝铁分离效果的影响,借助于X射线衍射仪、扫描电子显微镜,研究了不同氧化钙用量下还原烧结产品的物相组成及微观特性.结果表明,当氧化钙的质量分数为70%时,烧结物料的金属化率达到了93.95%,磁选精矿中铁的质量分数为83.10%,富铝渣的Al2O3浸出率为61.14%,Ca O分别与Al2O3和Si O2全部生成了12Ca O·7Al2O3和Ca2Si O2,铁元素得到较好的还原,同时非铁物质能够与铁颗粒分离.     

东鞍山含碳酸盐铁矿石悬浮磁化焙烧试验

介绍了一种半工业试验用悬浮焙烧设备,并考察了焙烧温度、还原气体CO及流化气体N₂用量对东鞍山含碳酸盐铁矿石预富集粗精矿悬浮焙烧效果的影响.试验结果表明,在焙烧温度540℃,还原气体CO用量4m³/h及流化气体N₂用量2m³/h的条件下,焙烧物料经磨矿-磁选后可获得铁品位66.1%,回收率91.2%的铁精矿.铁的化学物相、光学显微结构及穆斯堡尔谱分析表明,经悬浮焙烧后弱磁性的菱铁矿和赤铁矿转化为了强磁性的磁铁矿,部分结晶粒度较粗(>100μm)的赤铁矿仅颗粒表面转变为磁铁矿,但这种Fe₂O₃@Fe₃O₄核壳结构的新生磁铁矿由于磁性较强,在后续磁选过程中依然能够得到有效的回收,并不会影响分选效果.     

利用二元钠盐体系处理钒渣的清洁焙烧工艺

试验研究了利用二元钠盐(NaOH-Na₂CO₃)对钒渣进行焙烧,并分析了相关动力学参数对焙烧效果的影响.结果表明:在二元钠盐焙烧过程中,焙烧温度、焙烧时间及NaOH与Na₂CO₃质量比对渣中钒、铬的浸出率影响重大;焙烧过程中,Fe₃O₄被氧化为Fe₂O₃,V₂O₅和Cr₂O₃分别被氧化为β钒酸钠型结构的Na₃VO₄与正交晶系结构的Na₂CrO₄;最佳焙烧条件下,NaOH与 Na₂CO₃质量比为1.5∶1,焙烧温度为600℃,焙烧时间为60min,此时钒与铬的浸出率分别为98.66%与83.57%;浸出尾渣的主要金属元素为Fe.     

不锈钢渣凝固过程中物相转变的热力学分析

采用热力学软件FactSage6.2，研究不锈钢渣凝固过程中的物相转变规律.结果表明:降低碱度和添加Al₂O₃含量均能降低硅酸二钙的析出温度，抑制硅酸二钙的产生，并促进黄长石相的生成.不锈钢渣中尖晶石相的含Cr量随着碱度的降低而增加，当碱度从1.6降到1.0时，Cr质量分数从24.93%增加到48.27%，同时凝固过程液态渣中的铬元素含量随着碱度的降低也有所减少.添加10%的Al₂O₃，有利于尖晶石相的析出，且随着温度的降低，Al³⁺逐步取代尖晶石中的Cr³⁺，尖晶石相中的Cr质量分数也由30.39%(1500℃)降低至13.88%(1300℃).     

基于热压块的不锈钢粉尘还原实验

为了从不锈钢粉尘中回收利用Fe,Cr和Ni等,对不锈钢粉尘热压块制备及其自还原过程进行了研究.在热压温度为200℃,热压压力为35 MPa条件下,抗压强度达到900 N/个以上.高温条件下,煤热解产生的挥发分可参与不锈钢粉尘还原反应,当还原温度为1 400,1 450℃时,挥发分还原作用率达到0.4.据XRD分析和热力学计算,自还原过程中含铬物质的物相转变顺序为Fe Cr2O4,Cr2O3,Cr7C3,[Cr]Fe-Cr-Ni-C.当还原温度为1 450℃,烟煤中固定碳与粉尘中可去除氧的物质量的比(xc/xo)为0.72时,不锈钢粉尘热压块不能完全还原;当xc/xo大于0.8,还原20 min时,不锈钢粉尘热压块能完全还原.     

纳米Fe_2O_3光催化降解邻苯二甲酸二正辛酯的研究

采用水热合成法,制备了具有中空状的氧化铁(Fe2O3)粒子,然后以卤素灯为光源,以邻苯二甲酸二正辛酯(DOP)水溶液为研究对象,详细探讨了Fe2O3的浓度、DOP的初始浓度、p H值及H2O2浓度等因素对DOP光催化降解效率的影响,并采用GC-MS联用技术对DOP的光催化降解机理进行了研究.结果表明,在不需添加H2O2时,当Fe2O3粒子添加量为100 mg/L、DOP初始质量浓度为20 mg/L及p H值为7时,DOP光催化降解速率最大;降解过程中首先从苯环支链开始降解,之后发生苯环开环,最终矿化为CO2和H2O.     

SCR废催化剂中钒和钨常温常压浸出新工艺

基于SEM-EDS，XPS，获得常温常压下SCR废催化剂二段式浸出新工艺，采用Box-Behnken试验设计(BBD)方法分段研究了各因素及其交互作用对钒和钨浸出影响，得到了最佳工艺参数，并分析了浸出机理.结果表明，采用二段式浸出工艺，各因素影响顺序为:第一阶段提钒，反应温度＞浸出时间＞浸出剂浓度;第二阶段提钨，反应温度＞浸出剂浓度＞浸出时间.第一段当NaOH浓度0.5mol·L^-1，60℃下反应10min时，钒浸出率为(61.40±0.24)%;第二段当NaOH浓度2.5mol·L^-1，90℃下反应50min时，钨浸出率为(55.73±0.22)%.废催化剂中钒以V₂O₃，VOSO₄和V₂O₅形式存在，与NaOH反应生成可溶性钒酸盐，少部分V₂O₃和V₂O₅在反应过程中生成VOSO₄后溶解.     

CaO-SiO2-MgO-Al2O3四元渣系Al2O3活度预测模型

高炉渣系各组元活度对高炉冶炼和产品质量具有重要的影响作用. 基于分子-离子共存理论,建立CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃四元渣系Al₂O₃活度预测模型;结合试验测定值对其进行验证与修正,最终建立了修正的CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃四元渣系Al₂O₃活度预测模型;同时,依据模型计算结果探究R(w(CaO)/w(SiO₂)),w(MgO)/w(Al₂O₃)和w(Al₂O₃)对Al₂O₃活度的影响. 研究结果表明:修正后的CaO-SiO₂-MgO-Al₂O₃四元渣系Al₂O₃活度预测模型具有较高的预测精度,能够很好地预测熔渣Al₂O₃活度;当w(MgO)/w(Al₂O₃)=0.40,w(Al₂O₃)=20%时,随着R增加,Al₂O₃活度逐渐减小;当R=1.25,w(Al₂O₃)=20%时,随着w(MgO)/w(Al₂O₃)增加,Al₂O₃活度逐渐减小;当w(MgO)/w(Al₂O₃)=0.40,R=1.25时,随着w(Al₂O₃)增加,Al₂O₃活度逐渐增大.