超贫钒钛磁铁矿综合回收铁磷选矿工艺研究

对某地超贫钒钛磁铁矿中的铁及伴生磷进行了弱磁选回收铁、浮选回收磷的试验研究。结果表明,原矿在第一段磨矿细度为-200目占50%、第二段磨矿细度为-200目占80%的条件下,通过弱磁选可获得铁品位64.42%、回收率为55.45%的铁精矿;磁选尾矿经一次粗选三次精选一次扫选,可获得品位P2O535.36%、回收率93.83%的磷精矿。     

反射炉炼铜渣回收铜技术探索

在铜熔炼反射炉渣中铜铁赋存状态分析基础上,采用常规选矿和火法贫化工艺对反射炉水淬渣进行回收铜技术探索.研究结果表明,水淬渣含1.06%铜和36.41%铁,铜、铁、硅矿物紧密共生,相互交织,铜矿物的结晶粒度多数低于5 μm,在Na2S用量800 g/t、混合捕收剂用量240 g/t、浮选时间6 min、磨矿细度95%为-0.074 mm矿浆浓度30%的浮选条件下,渣精矿品位4.54%,回收率达64.65%,常规选矿工艺难奏效.吹炼转炉渣返回贫化作业会导致反射炉渣含铜较高,添加一定量黄铁矿精矿,采用热渣排放方式能有效降低渣含铜.     

添加剂对铁精矿制备还原铁粉的影响

以铁品位70.25%、SiO2含量1.86%的铁精矿为原料,探究添加剂（CaO、Na2CO3、Na2SO4）对铁精矿制备还原铁粉的影响。采用热力学计算对添加剂与硅酸亚铁（Fe2SiO4）的反应进行了分析,其中CaO与Fe2SiO4反应的热力学条件最佳,反应起始温度最低为650 K。随后在1423 K下,研究了添加剂对碳-氢两步法还原铁精矿的影响。添加Na2CO3效果最佳,铁精矿粉经两步法还原、磁选后,所得产物中的T. Fe含量高达98.32%,SiO2含量低至0.93%;而添加CaO的产物中的T. Fe含量为93.27%,SiO2为1.65%。添加CaO可以抑制Fe2SiO4的生成,但由于金属铁将Ca与Si形成的新相（3CaO?SiO2）包裹在中心,使其通过磁选难以去除。     

贵州省黄磷渣特点及其资源化利用研究

1黄磷渣的特点黄磷炉渣是电炉法生产黄磷时排出的废渣,每产1t黄磷排渣9t。贵州省是重要的黄磷生产基地,产量仅次于云南省,位居全国第二。磷渣是在1400~1600℃高温下形成熔融状态,再经水淬急冷而得的产物,其玻璃体含量高达80%~90%,含有一定量的假硅灰石-αCaO·SiO2,β-2CaO·SiO2,5CaO·3Al2O3,硅钙石(3CaO·2SiO2),枪晶石(3CaO·2SiO2·CaF2)等矿物,还有残留的P2O5。磷渣中含有40~50%的CaO,25~42%的SiO2,其次是Al2O32.5~5%,Fe2O30.2~2.5%,MgO0.5~3%,一般P2O5含量为1~4%;F含量在2.5%左右[1]。随着黄磷生产的发展,排放的黄磷…     

镁锆砖和镁铬砖的抗RH炉渣侵蚀性对比

为取代RH炉用镁铬材料,以电熔镁砂为主原料,分别加入单斜锆、脱硅锆、单斜锆与脱硅锆的混合粉、锆英石制备了ZrO2质量分数分别为15%和20%的镁锆砖,并利用静态坩埚法对比研究了镁锆砖和镁铬砖的抗RH炉渣侵蚀性。结果表明:对于Al2O3含量高且碱度(CaO/SiO2比)大的RH炉渣,镁锆砖抗侵蚀性能优于镁铬砖的;镁锆砖的侵蚀机理是砖中的ZrO2与渣中的CaO迅速反应,形成高熔点物相CaZrO3,能堵塞砖中的孔隙而形成致密保护层,从而阻止钢渣对镁锆砖的进一步侵蚀;而镁铬砖的侵蚀机理是渣中的Al2O3、Fe2O3等R3 和镁铬尖晶石中Cr3 交换,渣与砖反应生成的镁铝尖晶石和镁铁尖晶石使得材料变性,同时由于体积效应使镁铬材料鼓胀开裂,从而导致镁铬砖的严重侵蚀。     

贵州某硅钙质磷矿石正浮选脱硅富磷试验研究

根据贵州某硅钙质磷矿石的性质,对其进行了正浮选脱硅富磷研究。结果表明,采用1粗1扫正浮选工艺闭路试验流程,在磨矿细度为-0.074mm占76.50%,pH调整剂碳酸钠用量为1 500g/t,抑制剂水玻璃用量为2 000g/t,粗选捕收剂AF用量为1 000g/t,扫选捕收剂AF用量为200g/t的条件下,获得了P2O5品位为32.20%、P2O5回收率为90.42%、SiO2质量分数为13.35%的磷精矿,达到了脱硅富磷的目的。     

硫酸渣磁重选联合工艺回收铁精矿研究

研究了从硫酸渣中回收铁精矿的工艺流程.硫酸渣分选最佳工艺流程为:预先分级、磨矿后在120kA/m条件下磁选,磁选尾矿用螺旋溜槽重选,混合精矿的品位61.32%,回收率83.28%,产率72.86%.硫酸渣不经磨矿直接磁选得不到高品位精矿,全部磨矿后分选,精矿品位略有提高,但回收率下降较多.     

RH精炼渣高熔点相作用浓度对粘渣的影响

为抑制RH精炼过程中熔渣中高熔点镁铝尖晶石和铁铝尖晶石相的析出以减轻浸渍管粘渣,基于分子离子共存理论,建立了CaO-SiO2-MgO-Al2O3-FeO-CaF2-MnO七元精炼渣系结构单元作用浓度的计算模型,计算了高熔点相的作用浓度,分析了熔渣组成对高熔点相作用浓度的影响. 结果表明,当RH精炼渣的碱度(CaO/SiO2, w)在4.0~5.0, CaO/Al2O3(w) 为1.5~2.0, MgO含量约10%(w), FeO含量约17%(w), CaF2含量不高于7.5%(w)时,精炼渣中MgO×Al2O3和FeO×Al2O3的作用浓度处于较低水平,不足以结晶析出,因而可以减轻RH浸渍管的粘渣. 模型计算结果与实验结果一致,为减轻粘渣用改质剂配方的设计提供了理论依据.     

铁尾矿综合回收磷钛的试验研究

对某地铁尾矿进行了回收磷和钛的试验研究。结果表明,原矿在-200目占52.14%的磨矿细度条件下,进行1次粗选3次精选的开路浮选试验,可得到P2O5品位为31.58%、回收率为84.21%的磷精矿,磷浮选尾矿再磨至-200目占75.18%后通过强磁选—浮选可获得品位为48.19%、回收率为42.96%的合格钛精矿。     

某磷铁矿磁选尾矿浮选磷矿物试验研究

本文对我国某磷铁矿磁选尾矿进行了磷矿物浮选试验,该矿组成复杂,上下层矿样中磷矿物可浮性差别较大,试验采用了选择性较好的磷矿物捕收剂PA-807A,有效回收了上层矿样和下层矿样中的磷矿物.开路试验中,上层矿样在磨矿细度-200目质量分数为50％时,经过一次粗选一次精选,获得了P2O5品位为31.28％,P2O5回收率为96.15％的磷精矿;下层矿样在磨矿细度-200目质量分数为80％时,经过一次粗选三次精选,获得了P2O5品位为31.76％,P2O5回收率为82.04％的磷精矿.     

水淬铜渣的矿物学特征及其铁硅分离

采用XRD、SEM、化学分析等方法对水淬铜渣进行了矿物学研究,铜渣的主要物相为铁橄榄石,铜主要以冰铜形式存在;炉渣基本呈非晶态,结构致密,冰铜相结晶不充分,粒度基本在5 mm以下,铁和硅主要以铁橄榄石形式存在,采用选矿法不能有效分离,因此提出了固相快速还原-高温熔分工艺. 结果表明,在碱度大于0.5、终渣熔点1300℃以上、加入添加剂、熔分温度1350℃以上可获得较高的铁、铜回收率,铜和铁回收率可分别达93%和87%;炉渣中铁含量小于5%、铜含量小于0.10%,尾渣可作为生产建材的原料,该工艺能实现铜渣中铁硅分离和铜渣综合利用.     

碳酸钠对镍渣碳热还原的催化作用

以全铁含量39.40wt%和SiO2含量32.50wt%的镍渣为原料，针对其中的铁以铁橄榄石形式存在难以直接还原磁选提铁的问题，在镍渣中添加不同质量比的碳酸钠促进镍渣碳热还原，进行了热力学计算和实验验证。结果表明，碳酸钠添加量由0增加至6wt%时，还原产物中铁的金属化率和回收率不断增大，继续增大碳酸钠添加量至8wt%时，铁的金属化率和回收率略有减小。不添加碳酸钠的还原产物中铁粒径很小，平均粒径为6 ?m，难还原的铁橄榄石大量存在，而加入6wt%碳酸钠的还原产物中铁粒径粗大，平均粒径增大至17 ?m，铁橄榄石含量明显降低，金属铁的XRD衍射峰强度明显增加。     

橡胶籽油还原作用下铜渣的贫化

针对铜渣贫化过程碳排放问题,以橡胶籽油取代柴油作为铜渣贫化的还原剂,研究铜渣贫化过程中的热力学,分析橡胶籽油贫化铜渣机理。在不同温度和时间条件下进行喷吹橡胶籽油贫化实验,分析铜渣磁性铁含量和粘度的变化,用XRD和SEM对贫化后炉渣进行分析。结果表明,喷吹还原过程中主要还原剂是裂解产生的碳单质、H2和CO。贫化过程中磁性铁被橡胶籽油在高温下的裂解产物(H2, CO, C)还原成FeO,与渣中的SiO2结合生成铁橄榄石(Fe2SiO4);随贫化温度升高,相同喷吹时间内铜渣的磁性铁含量和粘度逐渐降低,使渣中的Cu相互碰撞聚集,最终沉降到坩埚底部。随贫化进行铜渣中的铁橄榄石相增多,磁性铁相减少。在坩埚底部聚集的铜颗粒粒度由1 cm增至3 cm,铜回收率达86%。     

基于均匀设计法的富氧底吹铜熔池熔炼炉热力学回归分析

找出系统用能的薄弱环节和造成低效率的原因,会对炼铜工业的发展造成深远的影响。本文针对富氧底吹铜熔池熔炼炉的结构特征,从热力学角度出发,依据富氧底吹铜熔池熔炼炉的冶金计算模型,结合实际的生产数据,选择富氧率、铜锍温度、烟气温度、炉渣温度、精矿种类为影响因素,基于均匀设计法,对影响富氧底吹铜熔池熔炼炉生产过程?效率的主要工艺参数进行回归分析,结果表明:在保证炉料间化学反应充分完全的条件下,富氧率和炉渣温度之间存在明显交互作用,随着富氧率或烟气温度减小,炉渣温度或铜锍温度增加,精矿品位增高,则富氧底吹铜熔池熔炼炉?效率增加,为整个富氧底吹铜熔池熔炼炉熔炼过程的节能降耗提供有利基础,并为智能集成决策提供了重要优化理论基础。     

高品位铜精矿短流程一步炼铜基础研究

一步炼铜技术具有流程短、环保效益好、投资成本低等优势,符合当前短流程冶炼技术的发展方向。本工作以高品位铜精矿为原料,利用理论计算结合实验的方法研究了短流程一步炼铜过程熔体物相、粗铜直收率、渣含铜等变化规律。理论计算表明,当铁硅比0.6时,通过添加CaO可避免熔体中尖晶石相的析出,1300℃熔渣中化学溶解铜含量约8.6wt%。实验过程探讨了喷吹氧量和熔体静置时间与粗铜质量及熔渣特性的关系。在1300℃时,以0.4 L/min的流量向80 g熔体中喷吹70 min 50vol%的富氧空气,随后静置沉降2 h获得粗铜,铜直收率为82.12%。熔渣通过SEM-EDS分析发现,渣中存在大量尖晶石相,损失的铜主要以机械夹带形式存在,表明尖晶石相阻碍了金属铜颗粒沉降。     

响应曲面法优化氧化铜渣浮选提铜工艺

江西某炼铜炉渣含铜量高,具有较高的经济价值。由于该铜渣中铜矿物以氧化矿为主,且硫化矿表面被氧化,直接浮选铜回收率低、经济效益差。通过添加活化剂,活化氧化铜矿物,并利用响应曲面中心复合设计原理对浮选工艺条件进行优化,研究氧化钙、硫化钠、Z-200对浮选效果的响应。结果表明,Z-200用量是影响精矿品位和回收率的主要因素,且各响应因素间存在交互效应,在CaO用量为25 g/t,Na₂S用量为500 g/t,Z-200用量为100 g/t的最优条件下,闭路试验获得精矿平均品位12%,精矿铜回收率为86.57%,采用该浮选优化工艺能获得较好的回收效果。     

Separation and Recovery of Valuable Metals from Nickel Slags Disposed in Landfills

With the increased requests for more sustainable extraction processes feedstocks with low metal content are becoming more attractive. In this research, an additional refining step is investigated in order to recover valuable metals from slag generated during nickel extraction process, particularly copper, nickel, and cobalt. Slag was settled at the different temperatures for various times in conditions that simulated the industrial environment. The chemical composition and morphology of newly formed matte and slag were determined. Kinetic parameters of matte formation, valuable metal recovery rates and partition coefficients were deduced. Metals separation and settling rate was found to be strongly dependent on temperature. The highest recovery rates were found to occur at 1598 K (1325°C) for two hour settling while the most economical combination of parameters was found when settling at 1573 K (1300°C) for one hour. Silica additions generated higher partition coefficients for copper and nickel than the addition of lime. It is concluded that an additional refining step involving SiO₂ and CaO fluxes is an economical way to recover more than 60% of valuable metals from slag that is disposed in landfills.     

钛铁矿和高磷铁矿混合矿氧气顶吹熔融还原炼铁的工艺条件

采用氧气顶吹熔融还原法进行了高磷铁矿和钛铁矿混合矿炼铁的实验研究,考察了熔渣四元碱度、反应温度、碳氧摩尔比、通氧时间、保温时间和氧流量对炼铁效果的影响. 结果表明,提高反应温度、在一定范围内增加CaO加入量、提高碳氧摩尔比、延长通氧时间和保温时间、增加氧流量都能不同程度地提高铁还原率. 确定的合理工艺条件为：温度1500℃,碱度1.3,碳氧摩尔比1.0,保温时间30 min,通氧时间10 min,氧流量350 L/h,在此条件下渣铁分离较好,铁还原率达96.17%.     

预煅烧铜渣对生物质催化热解动力学的影响

采用热重分析仪考察了预煅烧铜渣对生物质催化热解动力学的影响. 结果表明,催化剂的使用可明显降低生物质热解的活化能;随煅烧温度提高和1000℃下煅烧时间延长,催化剂活性先增强后减弱. 不同预煅烧条件下铜渣矿物的表征显示,由于Fe2SiO4、硫化物和磷化合物的氧化,铜渣质量先增加后降低;预煅烧使Fe从铜渣的Fe2SiO4中脱出,以Fe3O4和a-Fe2O3形式存在;随煅烧温度提高,Fe2SiO4的特征峰逐渐减弱直至消失,Fe3O4先增强后减弱,a-Fe2O3增强. 由此推断,Fe3O4的形成是预煅烧铜渣催化活性提高的原因.     

铜渣复合硅锰水淬渣后的改质提铁研究

铜材等金属材料在生产过程中产生的大量水渣、干渣等冶金渣,其综合利用水平较低,成为冶金业高质量绿色发展亟须解决的难点。为有效回收铜渣中的铁元素,将工业铜渣与硅锰水淬渣混合后按一定比例添加氧化钙及氧化锰进行成分改质,利用FactSage对混合渣料中矿物相随温度的变化趋势进行了预测,借助XRD对改质前后渣料中的矿物相变化进行了对比,通过SEM和EDS对改质后混合渣料中主要矿物相的形态、分布和特征进行了表征。实验结果表明：改质后混合渣料中的矿物相以尖晶石相和硅酸盐相为主;碱度提高后,改质样品中的硅酸盐相增多但尖晶石相减少;混合渣料的碱度为1.5时改质效果最好,其铁品位为44%（质量分数）、铁回收率为95%。