锂云母复合盐焙烧-水浸提取锂铷铯

采用复合盐焙烧-水浸工艺从锂云母中提取锂、铷、铯,研究了焙烧工艺参数及浸出工艺参数对锂、铷、铯浸出率的影响。结果表明,锂云母精矿焙烧时,复合盐焙烧效果优于单一盐添加剂,CaCl₂+Na₂CO₃组合添加剂具有焙烧时氯气排放少、焙烧矿浸出效果好等优点。从锂云母中回收锂、铷、铯,较佳的焙烧-浸出工艺条件为: CaCl₂+Na₂CO₃组合为焙烧添加剂,锂云母精矿∶CaCl₂∶Na₂CO₃(质量比)=1∶0.5∶0.2,锂云母精矿焙烧温度900 ℃、焙烧时间2 h,对焙烧矿进行室温水浸,浸出时间1 h、液固比2∶1,此时锂、铷、铯浸出率分别为86.64%、92.58%、85.37%。含锂浸出液经2次调节pH值净化除钙,升温至95 ℃后加入饱和Na₂CO₃溶液,结晶得到碳酸锂,样品纯度为99.08％,产品纯度及杂质含量达到一级碳酸锂标准。沉锂母液采用溶剂萃取法分离铷、铯,铯萃取率达到99%以上,铷洗脱率达到96%左右。     

CaO和Na2CO3用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选的影响

采用深度还原技术处理高磷鲕状赤铁矿可以取得良好的技术经济指标,但添加剂（如CaO和Na₂CO₃）在深度还原过程中的作用仍需深入研究。以鄂西某宁乡式高磷鲕状赤铁矿石为原料,考察还原温度、还原时间、碳氧摩尔比对还原指标的影响。结果表明,适宜的深度还原条件为还原温度1 523 K、还原时间30 min、碳氧摩尔比2.0,获得的还原物料铁金属化率为86.21%,还原物料经磁选获得的磁选精矿铁品位为91.69%、回收率为92.23%。在最佳还原条件下分别以CaO和Na₂CO₃为添加剂进行深度还原试验,采用化学成分分析和X射线衍射（XRD）探究了CaO和Na₂CO₃用量对高磷鲕状赤铁矿石深度还原分选指标、脱磷效果和物相转变的影响。结果表明,添加CaO和Na₂CO₃均可抑制深度还原过程中铁橄榄石的生成,有效降低精矿中磷含量,提高铁回收率;CaO可与物料中的SiO2和Al2O3反应生成硅灰石和钙铝黄长石等高熔点硅酸盐,不利于铁品位的提高;Na₂CO₃可与物料中的SiO₂和Al₂O₃反应生成钠长石等低熔点硅酸盐,有利于铁品位的提高。     

Na2CO3促进某硅质页岩中低价钒的钠化氧化作用研究

在对含钒硅质页岩添加NaCl进行氧化焙烧提钒过程中引入Na₂CO₃可促进钒的氧化和后续浸出。在对促进效果进行考察的基础上，通过对复合添加剂焙烧产物及浸出渣的化学成分、XRD及SEM-EDS等的分析，研究了Na₂CO₃的促进机理。结果表明：①在NaCl+Na₂CO₃（质量比为3∶2）与试验原料质量比为10%，焙烧温度800 ℃，焙烧时间180 min，焙烧产物在液固比10 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间120 min条件下搅拌浸出（600 r/min），钒浸出率达到84.96%。②焙烧过程中，原料中的白云母、伊利石等矿物铝氧八面体晶格被破坏，转变为主要含元素Na、K、Al、Si、O的熔融颗粒并析出钠长石。Na₂CO₃增加焙烧原料碱度，使石英反应活性增强并与熔融颗粒共熔产生多孔颗粒。③加入NaCl和Na₂CO₃后，熔融颗粒及石英共熔产生的微孔结构及焙烧过程中充填于熔融颗粒间的长石形成的气相通道，均使焙烧料内部O₂的扩散性增强，与低价钒接触几率增加，加速钒氧化进程，使钒氧化焙烧效果变好。     

拜耳法高铁赤泥直接还原制备海绵铁的研究

高铁赤泥煤基直接还原-磁选分离制备海绵铁,实现了铁的有效富集;还原过程中2FeO·SiO₂和FeO·Al₂O₃的生成阻碍了赤泥中铁氧化物还原,采用预焙烧处理可以促进赤泥还原,但添加剂存在时经预焙烧处理效果不显著;还原过程中添加剂Na₂CO₃产生碱性氧化物与酸性氧化物反应,CaF₂则可降低固相反应产生化合物熔点和粘度,改善还原条件;添加3%Na₂CO₃和3%CaF₂,还原焙烧温度为1 150 ℃,还原焙烧时间为3 h时,还原焙烧块的金属化率达到92.79%,可获得铁品位89.57%,铁回收率为91.15%的海绵铁。     

配加钠盐添加剂的高铁锰矿煤基直接还原的试验研究

采用煤基直接还原-磁选工艺对某高铁锰矿进行铁-锰分离的试验研究。不配加添加剂时磁性产物铁品位为59.42%, 锰品位为20.73%; 非磁性产物锰品位为48.88%, 铁品位为5.91%。为强化铁-锰分离, 选择Na₂CO₃、Na₂SO₄和Na₂S₂O₃作为添加剂进行还原试验, 结果表明3种添加剂在还原过程中都能促进铁-锰分离, 且Na₂S₂O₃效果最优。在Na₂S₂O₃用量为5%时, 磁性产物的铁品位提高至85.38%, 锰品位降低至9.08%; 非磁性产物的锰品位提高至54.72%, 铁品位降低至2.59%。研究了加入添加剂前后焙烧矿的微观结构和物相转变, 结果表明Na₂S₂O₃有利于MnS和Mn₂SiO₄的形成并促进了铁晶粒的聚集长大。     

高硫铁精矿固硫氧化焙烧反应动力学分析

针对高硫铁精矿氧化焙烧释放SO₂气体的问题, 进行了固硫焙烧实验及其反应动力学研究。通过XRD、SEM和EDS等检测手段考察了高硫铁精矿固硫氧化焙烧过程的矿相变化规律。根据热重曲线, 采用Coats-Redfern积分法和Achar-Brindley-Sharp-Wendworth微分法进行动力学计算, 确定了不同温度段高硫铁精矿固硫焙烧的反应机制。结果表明, 在理论配碱量、保温时间30 min、温度550 ℃条件下, 固硫剂Na₂CO₃的固硫率为93.3%, 焙烧产物为Fe₂O₃和水溶性Na₂SO₄。动力学分析表明, 在300~550 ℃范围内, 高硫铁精矿固硫氧化焙烧分为3个阶段: 在前两个阶段, 脱硫反应机理均符合Avrami-Erofeev方程, 为随机成核和随后生长的化学反应控制, 只是反应级数和表观活化能有所不同; 在第3阶段, 固硫反应属于三维扩散控制的Z-L-T模型, 反应表观活化能分别为142.73 kJ/mol和150.66 kJ/mol。     

二氧化锡钠盐焙烧-水浸制备锡酸钠的可行性研究

针对目前锡酸钠制备工艺普遍存在的流程长、成本高、对设备材质要求严格等问题, 以化学纯二氧化锡和碳酸钠为对象, 开展了二氧化锡与碳酸钠直接焙烧制备锡酸钠的可行性研究。研究结果表明: 在CO/CO₂气氛中, 二氧化锡与碳酸钠焙烧反应生成锡酸钠是完全可行的。当CO/CO₂体系中CO体积浓度为15%, 碳酸钠与二氧化锡(Na₂CO₃/SnO₂)摩尔比为1.5, 焙烧温度为875 ℃, 焙烧时间为15 min时, 锡浸出率达85.64%。XRD分析证实, 以锡石精矿(SnO₂的含量为76.42%)为原料, 采用上述工艺获得了满足工业一级标准的锡酸钠产品(Na₂SnO₃·3H₂O)。     

高磷鲕状铁矿氧化球气基还原-磁选提铁降磷研究

以某高磷鲕状铁矿氧化球为试样，研究了气基还原-磁选生产粉末还原铁工艺。以CaCO₃为脱磷剂时，考察了还原气体总流量、还原温度以及还原时间对提铁降磷的影响，发现调整上述条件，均不能获得合格的粉末还原铁; 以Na₂CO₃为脱磷剂时，考察了还原温度以及Na₂CO₃用量对提铁降磷的影响，结果表明，在Na₂CO₃用量15%、H₂与CO流量分别为3.75 L/min和1.25 L/min、1 100 ℃下还原180 min，获得了铁品位96.55%、铁回收率94.99%、磷含量0.08%的优质粉末还原铁。     

石煤钒矿焙烧试验研究

考查了焙烧温度、焙烧时间、添加剂种类及添加量等因素对钒浸出率的影响。结果表明,焙烧温度和焙烧时间对钒浸出率影响较大,最佳的焙烧条件为800 ℃、3 h;添加NaCl或Na₂CO₃均能显著提高钒浸出率,添加2% Na₂CO₃+1% 氧化剂H-1,可使钒浸出率提高23.21个百分点,达到84.45%。     

钠盐球磨协同活化铜尾矿及胶凝水化性能研究

为提高铜尾矿活性，制备全尾矿胶凝材料，本文进行了机械球磨、无水Na₂CO₃、Na₂SO₄与铜尾矿共磨提高铜尾矿反应活性实验研究。通过调整钠盐掺量、球磨时间，分析了机械化学球磨过程中粒度分布和矿物相变化；采用球磨活化铜尾矿胶凝材料28 d抗压强度表征活化效果，利用XRD、TG-DTG、FT-IR、SEM-EDS等表征方法，阐明了铜尾矿水化反应机理。研究结果表明：在Na₂CO₃、Na₂SO₄掺量分别为50%、25%,球磨时间分别为40 min、60 min时，铜尾矿活性激发效果最佳；进行钠盐球磨后，铜尾矿粒径减小，颗粒均质化，石英、白云母、叶绿石、钙硅氧化物等主要结晶矿物非晶化，钠盐球磨活性铜尾矿基胶凝材料(CCT样品和SCT样品)28 d抗压强度分别达到了55.4 MPa、30.7 MPa,相比机械球磨铜尾矿(CT),抗压强度分别提高了13倍、7倍；钠盐的掺加对铜尾矿水化反应产物种类无影响，活性铜尾矿经水化反应主要...     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

辽宁某含硼铁精矿造团—金属化还原铁—磁选试验

辽宁某含硼铁精矿主要有价元素为铁、硼,TFe含量为55.55%,B_2O_3含量为4.22%;铁主要以磁铁矿形式存在,硼主要以硼镁石形式存在,杂质矿物主要为蛇纹石和磁黄铁矿。为实现该含硼铁精矿中硼、铁的有效分离,采用造团—金属化还原铁—磁选工艺进行硼铁分离试验。结果表明,制成15 mm×20 mm柱状体团块的含硼铁精矿外配过量的还原煤(n(C)∶n(Fe)=2.5),在还原温度为1 125℃和还原时间为150 min条件下进行焙烧,获得的焙烧产品铁金属化率为88.92%;焙烧产品磨细至-0.074 mm占65%,在磁场强度为80 k A/m条件下弱磁选后,可获得铁品位为92.7%、回收率94.4%的优质铁精矿和B_2O_3含量为14.5%、回收率为84.4%的合格硼精矿,实现了硼铁的有效分离。     

An innovative process for extracting boron and simultaneous recovering metallic iron from ludwigite ore

Ludwigite ore has not yet been utilized on an industrial scale due to its complex mineralogy and fine mineral dissemination in China. Boron–iron separation and dissolution activity of boron-bearing minerals in alkaline liquor are the two key issues in the utilization of ludwigite ore, governing the boron recovery as well as operating cost. This paper proposes an innovative process for extraction of boron and iron from ludwigite ore based on coal-based direct reduction process with sodium carbonate (Na₂CO₃). The novel process involves reduction roasting, combined leaching and grinding of reduced ludwigite ore, followed by magnetic separation of leach residue, and experimental validation for each of the processing steps is demonstrated. Alkali-activation of boron and metallization of iron were synchronously achieved during carbothermic reduction of ludwigite ore in the presence of Na₂CO₃. Consequently, boron was readily extracted in the form of sodium metaborate (NaBO₂) with water at room temperature during ball mill grinding, and metallic iron powder was recovered from the leaching-filtering residue by magnetic separation. Boron extraction of 72.1% and iron recovery of 95.7% with corresponding iron grade of 95.7% in the magnetic concentrate were achieved when ludwigite ore was reduced with 20% sodium carbonate at 1050 °C for 60 min.     

高铝高硅褐铁矿钠化焙烧-磁选试验研究

针对某高铝高硅难选褐铁矿(Al₂O₃含量26.11%、SiO₂含量13.88%)进行了钠化焙烧-磁选试验研究。通过单因素试验和正交试验探讨了钠盐种类、钠盐用量、焙烧时间、焙烧温度、磁选粒度、磁选强度对选别指标的影响, 结果表明, 在焙烧温度1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na₂CO₃用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/m条件下可获得铁品位57.91%、铁回收率97.50%的铁精矿。钠化焙烧后产品再经阶段磨矿、阶段磁选可获得铁品位62.04%、铁回收率60.90%的铁精矿。     

悬浮磁化焙烧—氧化冷却过程中磁赤铁矿生成规律

悬浮磁化焙烧—磁选已在难选铁矿石的开发中实现工业应用,焙烧产物的冷却过程是影响磁选指标的 重要因素。 空气氧化冷却可以将焙烧产物中的部分磁铁矿氧化成强磁性磁赤铁矿,同时可以回收氧化过程释放的潜 热,具有广阔的应用前景。 对酒钢铁矿石进行了悬浮磁化焙烧—氧化冷却试验。 结果表明,氧化温度、氧化时间和空 气流量对氧化过程及磁选指标影响显著。 最佳的氧化条件为氧化温度 300 ℃ 、氧化时间 5 min、空气流量 500 mL / min。 在最佳条件下,氧化冷却产物中磁赤铁矿含量为 17. 74%,磁选精矿铁品位为 55. 34%、铁回收率为 90. 31%。 焙 烧产物的氧化冷却过程按两条路径同时进行,一是 Fe₃O₄→α—Fe₂O₃,二是 Fe₃O₄→γ—Fe₂O₃→α—Fe₂O₃;氧化温度高 于 300 ℃时,磁铁矿主要被氧化为赤铁矿。 因此,焙烧产物在氧化冷却时,应先在 N₂ 中冷却至 300 ℃ ,再经空气氧化 冷却至室温,以获得较高的磁赤铁矿含量。     

马钢姑山铁矿石磁化焙烧—弱磁选试验研究

马钢姑山铁矿石TFe品位为37.68%,主要含铁矿物为赤铁矿,脉石成分主要为SiO₂和Al₂O₃,有害元素P含量较高,采用传统选矿技术难以获得良好的技术经济指标,而对难选铁矿进行磁化焙烧是一种有效的预处理手段。针对姑山铁矿石开展了磁化焙烧—弱磁选试验研究,并探究了焙烧给矿粒度、焙烧温度、还原气浓度、焙烧时间对磁化焙烧效果的影响。结果表明：在焙烧给矿粒度为-0.074 mm占50%、焙烧温度500 ℃、CO气体浓度40%、焙烧时间20 min、气体流量500 mL/min的条件下进行磁化还原焙烧,焙烧产品经磨矿—磁选—再磨—磁选—三段磨矿—磁选工艺,可获得铁品位63.98%、铁回收率83.32%、P含量0.15%的铁精矿。产品指标优于现有工艺,研究结果可为马钢姑山铁矿的高效利用提供新思路。