氯化挥发渣中铁的直接还原和磁选回收

对某含铁品位46.72%的氯化挥发渣进行了直接还原焙烧-磁选回收铁的研究。还原剂烟煤用量、活性石灰用量、焙烧温度、焙烧时间和磨矿细度是影响铁回收的主要因素。在氯化挥发渣、烟煤和活性石灰质量比100∶25∶10、还原温度1150℃、焙烧时间55min、一段磨矿细度-0.074mm 85%、二段磨矿细度-0.043mm 90%最佳条件下,获得了产率43.59%、铁品位91.20%、硫含量0.05%、磷含量0.03%、铁回收率85.18%的还原铁。     

含铅锌褐铁矿综合选别工艺研究

针对贵州含铅锌褐铁矿矿石性质,进行了重选、磁选、氯化还原焙烧-磁选、重选-磁选-氯化还原焙烧-磁选等选别工艺研究.试验结果表明,采用重选-磁选-氯化还原焙烧-磁选工艺处理该矿石比较有效.在一定试验条件下,获得了铅精矿品位25.00％、回收率45.61％,铁精矿品位64.08％、回收率84.74％的良好指标.其中,焙烧过程挥发的铅锌烟气,可通过湿法回收加以利用.     

含砷、锡铁精矿煤基直接还原焙烧脱除砷锡试验研究

采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明, 砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除, 锡是在还原焙烧阶段与氯化剂反应生成易挥发的氯化物挥发脱除。综合试验结果表明, 在优化条件下, 还原焙烧-磁选得到直接还原铁产品中TFe品位及回收率均达到88%, As残余含量0.03%, Sn残余含量0.07%。     

氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁

为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。     

某高锌含铁尘泥综合利用试验研究

采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。     

某菱铁矿块矿直接还原-磁选制备铁粉

为了提高某低品位菱铁矿的铁品位,采用了煤基直接还原-磁选工艺,对菱铁矿块矿进行了焙烧条件试验。结果表明:在焙烧温度1050℃,焙烧时间100 min,菱铁矿粒度10～16 mm,煤的粒度0～5 mm,煤矿质量比1.5:1的条件下进行还原焙烧,可得到金属化率93.13%的焙烧矿;该焙烧矿在磨矿粒度为-0.074 mm 80%以上,磁场强度为0.1 T,磁选时间为15 min的条件下进行磁选试验后可得到精矿铁品位为91.11%,铁回收率为97.15%的铁粉。且-25 mm的菱铁矿块矿全粒级直接还原效果良好,焙烧矿的金属化率可达到92.6%以上,磁选后的精矿铁品位高达89.4%,回收率在93.5%。     

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属，由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多，导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果，本研究以青海某镍矿为原料，采用正交试验与BP神经网络相结合的方法，对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1，在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿，比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。      

镁质红土镍矿焙烧—磁选的因素影响规律

还原焙烧—磁选是处理镁质红土镍矿的常用工艺,为考察还原焙烧—磁选过程中各因素对镍分选效果的影响规律,研究以青海某低品位镁质红土镍矿为原料,采用正交试验方法进行试验,并对正交试验结果进行了极差和方差分析。结果表明,料层厚度和磁场强度是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的显著因素,而焙烧温度、焙烧时间以及还原剂用量是影响还原焙烧—磁选镍粗精矿产率及回收率的不显著因素。还原焙烧—磁选分选镍的粗选作业最优条件为:还原剂用量为5%、还原温度为800℃、料层厚度为10mm、还原时间为30 min、磁场强度为200 k A/m,在此条件下,可获得产率22.88%、回收率38.99%的镍粗精矿。研究对镁质红土镍矿现场生产具有重要的参考意义。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿煤基磁化焙烧—磁选试验研究

鄂西高磷鲕状赤铁矿因其铁矿物嵌布关系复杂,在磁化焙烧过程中还原度难以控制,极易产生“过还 原”和“欠还原”现象。 通过磁化焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量、磨矿细度条件试验,查明了高磷鲕状赤铁矿最佳煤 基磁化焙烧条件。 结果表明:在焙烧温度为 800 ℃ 、焙烧时间 90 min、还原剂用量 15%的条件下,使用磁选管进行选 别,可以获得铁品位 58%左右的铁精矿,铁回收率可达 90%。 磁选流程试验结果表明,对中矿进行再磨再选后,磁选 精矿铁品位提高至 59. 42%,铁回收率为 89. 23%。 研究结果为使用磁化焙烧—磁选工艺利用此类极难选铁矿提供了 理论支撑和技术参考。     

精铋粉氯盐体系中制取氧化铋

开发了一种氯盐体系中精铋粉制取氧化铋的新方法，先将精粉转化为纯BiCl3溶液，再把这种溶液加到含有碳酸根的溶液中进行沉淀，得到了次碳酸铋沉淀洗净后锻炼成Bi2O3.与传统工艺相比，该方法具有流程短，无NOx污染，成本低等优点，并且解决了氯盐体系中制取氧化铋脱氯难的问题。     

晋城煤矸石制备聚合氯化铝的研究

以晋城煤矸石为原料,经过粉碎、煅烧、酸溶、过滤、浓缩蒸发等工艺制备了性能优良的聚合氯化铝.实验确定最佳工艺参数为:焙烧温度750℃,焙烧时间(1+2)h,即600℃下1h,750℃下2h,酸浸温度109℃,酸浸时间3h,液固比3.0 mL/g.所得聚合氯化铝固体产品Al2O3含量为29％,液体产品Al2O3含量为10％,盐基度为84％,符合GB15892-2009要求.     

用高岭土制备施胶沉淀剂聚合氯化铝的研究

以高岭土和质量分数为20％的废盐酸为原料，采取两段溶出酸浸法工艺制备作为松香施胶沉淀剂的聚合氯化铝(PAC)，并对其在施胶体系中的理化性能和电化学性能进行测试。结果表明，在焙烧温度为750～800℃，焙烧时间为2～3h、高岭土与盐酸的用量比为1：1．75(g／mL)、酸浸温度为85～95℃、酸浸时间为1h的最佳工艺条件下制备的PAC的盐基度为37．3％，在施胶体系中能达到很好的沉淀效果；电泳实验结果表明，当pH值为5．0～10．0时，PAC均能保持正电性。该工艺具有操作简便，生产成本低等特点，并为高岭土的利用开辟了一条新途径。     

氯化铵分解氟碳铈矿回收稀土的研究

提出氯化铵焙烧法提取氟碳矿中稀土新的工艺路线,考究反应温度、,时间、氯化铵用量及固氟添加剂对稀土回收的影响,在焙烧温度５００℃,焙烧时间１小时,氯化铵／矿重＝０．５及固氟添加剂存在的条件下,稀土回收率达到８４％,同时氯化铵焙烧法对铁的氯化具有选择性,焙砂热水浸出得到的浸取液,铁的含量很低,因此采用该法分解氟碳铈矿更有利于后续过程的稀土净化。     

镍基废合金膜电解法制备氯化镍溶液的研究

研究了以镍基废合金板为原料,电流密度、温度、阳极液和阴极液的酸度、阳极液中NaCI和Ni2+的浓度对电解制备氯化镍溶液的影响.在电流密度200 A／m2、阳极酸度0.5 mol／L、阴极酸度1.5 mol／L、循环量40 L／h、Ni2+浓度0.85 mol／L左右和室温的条件下电解,平均槽电压1.3 V,电溶1 t镍合金板耗电813kW·h,阴离子交换膜对镍的截留率大于99.5％.     

十六烷基氯化吡啶改性膨润土的制备及表征

采用十六烷基氯化吡啶(CPC)对甘肃平凉产天然膨润土(钙基)进行了改性。对制得的有机土进行了红外光谱、X-射线衍射、热重分析以及分散性实验,分析结果表明插层剂已进入蒙脱石的片层间,有机蒙脱石的层间距由1.43nm增加到2.11nm,N2气氛下热失重率可达17%;沉降实验表明这种改性膨润土在有机介质中表现出很好的分散性,这为进一步开发西部资源提供了实验室依据。     

电解冶金中新型涂层钛阳极的研究和应用

电解冶金中，在氯倾物体系电积金属，主要研究涂层钛阳极钝化原因，并对阳极导电性能进行改进，取得节省电能消耗的效果，在硫酸盐体系电积金属，通过添加铱等活性元素，大幅度地提高了涂层钛阳极电催化活性及阳极工作寿命，快速寿命比Ｂ配方的增加２１２倍；在氯化物硫酸盐混合体系电积金属，研究了硫酸根含量对放氯效率的影响。本文研制的涂层钛阳极已在国内一些冶金厂应用。     

PVC/膨润土复合材料制备及其性能研究

通过对新疆夏子街钠基膨润土的有机改性，制备三种有机膨润土，并采用熔融插层法制备了聚氯乙烯（PVC）／膨润土复合材料。其中有机膨润土A所制备的复舍材料的力学性能，优于纯PVC基体：断裂伸长率提高50％，抗冲击强度提高9％，拉伸强度提高15％。SEM分析表明，PVC／膨润土复合材料A显示出明显的韧性断裂特征，但其维卡软化点没有明显的提高。     

磷石膏综合利用产出的氯化钙深加工研究

对磷石膏综合利用产出的氯化钙制备碳酸钙的工艺进行了研究。以碳酸氢铵和氨水为碳化剂 ,考察了反应温度等单因素对碳化反应时钙转化率的影响 ,通过正交实验确定了反应的工艺条件 ;氯化钙得到深加工 ,有利于深化完善磷石膏的综合利用     

循环利用氯化铵从氧化铜钴矿中回收铜钴

通过对氯化铵焙烧转化氧化铜钴矿-浸出-沉淀铜钴-氯化铵回收过程的研究,实现氯化铵的循环利用,达到回收富集铜钴及减少排放的目的。试验研究表明：在最佳工艺技术条件下,铜、钴回收率均达90%左右;氯化铵可从饱和的沉淀母液中冷却结晶出来,循环用于氧化铜钴矿的处理。因此,可实现氧化铜钴矿的低温、少废、高效开发利用。