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.     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO2质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰( JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250益以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO2质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.     

锌加压浸出渣浮选硫精矿汞硫分离富集研究

对锌加压浸出渣经浮选后的硫精矿中的汞硫分离、富集以及硫磺回收进行研究,确定硫化铵溶液浸出过程汞硫分离和浸出母液热分解回收硫磺的最佳工艺条件.试验结果表明:在常温常压下,(NH4)2S浓度为2.5 mol/L、液固比6∶1、时间10 min的浸出条件下,硫浸出率达98.66％,汞在渣中的富集率为93.8％,浸出渣中汞含量为原矿的6倍以上;浸出母液在热分解温度94℃、分解时间90 min的条件下,硫磺回收率在98％左右,硫磺纯度符合GB/T 2449-2006工业硫磺一等品标准；硫化铵试剂可循环利用,回收率为91.76％.     

焙烧温度对高铁提钒尾渣煤基直接还原效果的影响

利用X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)等手段考察了焙烧温度对提钒尾渣煤基直接还原效果的影响,并利用磨矿-磁选方法对焙烧产物进行了金属铁的分离实验.结果表明:最有利于金属铁析出、兼并、长大以及金属铁和渣相单体解离的焙烧温度是1200℃,在此温度下,提钒尾渣中的Fe2O3基本还原成了金属铁,Fe2TiO5基本转变成了金属铁和TiO2.铁质量分数36.54%、TiO2质量分数9.28%的提钒尾渣,经1200℃焙烧所得产物经过二段磨矿-二段磁选可获得铁质量分数90.90%、TiO2质量分数0.56%的金属铁粉.     

含钛钢渣在熔融NaOH体系中焙烧过程及其反应机理

针对高钙、高磷型含钛钢渣的特点,采用Na OH为焙烧剂,考察焙烧温度、焙烧时间、碱矿比对含钛钢渣在熔融Na OH体系中TiO2提取率的影响,并对焙烧过程动力学进行解析。研究结果表明:含钛钢渣在熔融Na OH体系中优化反应条件为焙烧温度450℃,碱矿比6:1,焙烧时间60min;当焙烧温度为350～500℃时,含钛钢渣在熔融Na OH体系中焙烧过程由内扩散控制,反应表观活化能E=10.77k J/mol,其动力学方程可描述为:1-2X/3-(1-X)2/3=1.239exp[-39.4/(RT)]t;含钛钢渣中主要物相Mg2TiO4,Mn Ti2O4和CaTiO3在熔融Na OH体系中焙烧过程中已完全分解,为后续钛的提取创造了有利条件。     

攀枝花钛精矿碳热还原-真空冶炼工艺

运用FactSage软件对攀枝花钛精矿碳热还原后在真空条件下的分离行为进行热力学计算。结果表明:在配碳量12%(质量分数),压力100 Pa,温度高于1 300℃时,气相中开始产生Mg,SiO和Mn蒸气;当温度为1 750℃时,整个体系内各物质含量趋于稳定值,钛渣品位(折算TiO2)可达94%。在同样的配碳量下,温度为1 550℃,压力低于1 000 Pa时,气相中也产生Mg,SiO和Mn蒸气。在碳管炉进行了预还原后钛精矿的真空冶炼实验,结果表明:金属铁已明显挥发出来;渣的主要物相为Ti2O3,TiO和少量的金属铁,钛渣品位高达93.35%(质量分数),CaO含量小于1.05%(质量分数),MgO含量小于0.42%(质量分数)。     

红土镍矿直接还原焙烧磁选回收铁镍

采用添加助熔剂直接还原焙烧-磁选方法,对镍主要以硅酸镍形式存在的低品位红土镍矿中镍和铁的富集进行了研究. 结果表明,同时添加助熔剂,可获得较好的技术指标. 最佳工艺条件为:煤作还原剂,质量分数为15%;KD-2为助熔剂,质量分数为20%;焙烧温度为1200℃;焙烧时间为40min. 在此条件下可以得到镍品位10.83%、铁品位52.87%、镍回收率82.15%和铁回收率54.59%的镍铁精矿. 用X射线衍射(XRD)和透射电镜(TEM)对还原过程中助熔剂和煤的作用机理进行了研究. 发现KD-2可以与原矿中含镍的石英和硅酸盐矿物反应,释放出其中的镍;煤用量太多时可生成部分不含镍的金属铁,会造成镍的回收率降低.     

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。     

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.     

低品位钼精矿的钼提取研究

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%.