高铁锰矿熔融还原锰铁分离工艺研究

高铁锰矿往往因锰、铁矿物共生关系密切,嵌布粒度细,部分锰铁呈类质同象形态存在,导致机械方法难以分离锰铁。试验以铁品位为42.32%、锰品位为9.24%的某高铁锰矿为原料,开展了熔融还原"二步法"分离锰铁工艺研究。试验结果表明,矿石在预还原温度为1 050℃,预还原时间为90 min,总碳铁比为1.8(内配碳碳铁比为0.1)的条件下预还原,所得预还原产品的全铁品位和铁金属化率分别为56.36%和95.49%;预还原产品在熔分温度为1 450℃、熔分时间为20 min、熔分阶段碳铁比为0.05条件下进行渣铁分离,铁水铁品位高达93.77%、铁回收率达98.24%、含锰1.18%,富锰渣锰品位为32.18%、锰回收率为93.98%,铁、锰分离效果良好。     

惠民高磷铁矿石还原焙烧同步脱磷工艺研究

对云南惠民地区成分复杂、嵌布粒度细、磷含量高的铁矿石进行了还原焙烧同步脱磷工艺的研究，确定了合适的还原焙烧温度和时间、还原剂和脱磷剂的添加量。试验结果表明，在煤与矿样质量比为2∶5，脱磷剂与矿的质量比为1∶2，还原时间为50 min，还原温度为950 ℃条件下的还原产物，经过磨矿-弱磁选，可获得铁品位为93.46%，磷含量为0.05%的铁精矿产品。     

助熔剂降低氧化铁矿深度还原温度的机理研究

本文通过对CaCO3、MgCO3、Na2CO3、K2CO3、Li2CO3等助熔剂进行深度还原试验,研究了不同阳离子和阴离子对氧化铁还原助熔作用及机理。研究结果表明,阳离子对氧化铁矿深度还原的助熔作用顺序为:K+Na+Li+Ca2+Mg2+。阴离子对氧化铁矿深度还原的助熔作用顺序为:CO2-3F-O2-Cl-。选定助熔剂Na2CO3进行还原温度试验,随着还原温度升高,铁精矿品位和回收率也随之提高,但是温度过高导致生成更多的似长石类矿物,在物料表面生成深度还原阻碍层,从而降低选矿指标,因此确定还原温度为1050℃,使精矿品位和回收率分别达到93.03%和94.23%。     

红土镍矿熔融还原制备镍铁研究

以红土镍矿为主要原料, 通过熔融还原制备镍铁颗粒, 研究了熔分温度、还原时间、配碳量等因素对还原熔分过程的影响。结果表明, 最佳熔融还原实验条件为:熔分温度1450 ℃, 恒温时间60 min, C/O比1.4, 生石灰配加量10%, 此时得到镍铁颗粒铁含量87.01%, 镍含量7.82%。经高温熔化和还原反应后, 铁镍合金在渣相中不断聚集长大, 最后完成富集; 残渣主要以钙和镁的硅酸盐化合物形式存在。熔分出的镍、铁主要以镍铁合金形式存在, 并含有一定量的FeC和FeNiCS固溶体。     

煤基还原焙烧法处理高品位氧化锰矿试验研究

为了有效开发利用海外高品质锰矿资源和提高我国锰系产品的生产水平，以进口高品位氧化锰矿为原料、煤为还原剂，对比研究了还原温度、还原时间与还原剂配比对粒矿、粉矿和内配炭球团矿3种焙烧物料还原率的影响。结果表明，3种焙烧物料的工艺条件略有差异，粒矿焙烧的最佳工艺条件为: 焙烧温度900 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间70 min; 粉矿焙烧的最佳工艺条件为: 焙烧温度800 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间60 min; 内配炭球团矿焙烧最佳工艺条件为: 焙烧温度850 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间50 min。在最优条件下得到的焙烧料用硫酸浸出，不同焙烧物料各自的还原率与浸出率相差不大，粒矿可以保持在92%以上，粉矿和内配炭球团都可以达到95%左右，接近96.52%的理论还原率。     

赤泥团块利废还原提铁

为探究还原时间、还原温度、还原剂比例、PS塑料替代还原剂比例对赤泥团块还原提铁的影响,进行了直接还原提铁试验和矿相分析。结果表明,提高还原剂配入比例在一定程度上能够促进赤泥直接还原提铁效率,但过量的还原剂会对还原过程造成不利影响,恶化还原产物指标;利用PS塑料替代焦粉作为还原剂,在一定范围内对赤泥的还原提铁有促进作用,能够改善产物铁晶粒的分布状态和结晶条件,促进铁晶粒向大颗粒连晶状发展,得到质量更高的还原产物;在还原温度1 150℃、还原时间30min、还原剂配入比例20%、PS塑料替代还原剂比例为40%的条件下,赤泥团块能够得到最优的回收利用效果。     

无氧气氛下赤铁矿与生物质热行为研究

本文研究了生物质还原焙烧赤铁矿的工艺条件以及该过程中赤铁矿对生物质热解产物的影响。确定了还原焙烧的适宜条件为焙烧温度750℃,生物质用量15%,磨矿细度-0.074mm占85%,磁选后可得到品位为61.7%、回收率为87.14%的铁精矿,相比煤基还原低约300℃。赤铁矿对CO2、CO、H2的产出分别在530℃、840℃和500℃后有促进作用,对CH4的产出抑制作用较小,对残碳和焦油的产率也有抑制作用。生物质还原焙烧赤铁矿具有可行性,并且赤铁矿对生物质热解产物有一定影响。     

鄂西某鲕状赤铁矿石深度还原-弱磁选试验

分别以取自吉林松原的烟煤和取自鞍钢的焦炭作为还原剂,对鄂西某鲕状赤铁矿石进行了深度还原-弱磁选试验研究。采用焦炭作还原剂时,在碳氧摩尔比为3.5、还原温度为1 250 ℃、还原时间为160 min、还原产物磨矿细度为-200目占88.92%的条件下,还原产物的金属化率为90.50%,弱磁选精矿的铁品位和铁回收率分别为96.47%和87.62%。采用煤作还原剂时,在碳氧摩尔比和还原温度不变、还原时间为50 min、还原产物磨矿细度为-200目占84.45%的条件下,还原产物的金属化率为91.63%,弱磁选精矿的铁品位和铁回收率分别为96.07%和88.54%。综合考虑工艺指标、能耗和还原剂成本,煤更适合作为深度还原时的还原剂。     

某高铁铝土矿石铝铁分离试验

大量高铁铝土矿因氧化铁含量高、矿物嵌布关系复杂而处于待开发状态。为确定四川某高铁铝土矿的高效开发利用方案,对还原焙烧—弱磁选提铁—铝溶出的铝铁高效分离回收工艺中主要影响因素——焙烧制度、焙烧产物磨矿细度及弱磁选磁场强度进行了单因素条件试验。结果表明,在还原焙烧试样粒度为0.18~0 mm、配碳系数为2.0、焙烧温度为1 350℃、焙烧时间为20 min、焙烧产物磨矿细度为-0.074 mm占91%、弱磁选磁场强度为60kA/m情况下,可取得铁品位为89.83%、铁回收率为84.08%的金属铁粉,Al2O3浸出率为69.35%,较好地实现了铝、铁分离。     

选择性还原钕铁硼废料中铁的试验研究

基于稀土氧化物和铁氧化物还原性的差异，在高温管式炉中开展了CO选择性还原钕铁硼废料中铁的试验研究，考察了还原温度、还原时间、物料粒度和CO流量对铁还原率的影响。结果表明:钕铁硼废料中铁还原率受还原温度和还原时间影响最大，受CO流量影响次之，受物料粒度影响最小；在物料粒度为0.040 mm~0.045 mm、还原温度为1 273 K、还原时间为50 min、CO流量为300 mL/min的条件下，铁还原率达86.23%，产物以金属铁为主，少量以FeNdO₃形式与稀土共存。研究结果为钕铁硼废料中稀土和铁的综合回收提供理论支撑。      

硫氨酯类浮选药剂合成新方法研究

以黄原酸盐和伯胺或仲胺为起始原料,自制双硫化合物ZS为反应促进剂,在n（C2H4NH2）∶n（NaX）∶n（ZS）=1.1∶1.0∶1.0,反应温度为30~35 ℃,反应时间为1.5 h条件下,一步法合成了相应的硫代氨基甲酸酯类浮选药剂,产品合成率均在93.0%以上,纯度大于98.0%。该合成工艺操作方便,反应条件温和,所得产品质量稳定,对环境危害小。     

巯基乙酸乙酯的合成新工艺及应用研究

针对传统合成巯基乙酸乙酯工艺中存在的生产成本高,工艺过程难控制等问题,以异丙基黄药、氯乙酸乙酯、一乙胺为原料,在n（异丙基黄药）〖DK（〗∶〖DK）〗n（氯乙酸乙酯）〖DK（〗∶〖DK）〗n（一乙胺）=1〖DK（〗∶〖DK）〗0.98〖DK（〗∶〖DK）〗1.10,酯化温度为60 ℃,胺化温度为40 ℃条件下,采用联合法合成了巯基乙酸乙酯。浮选试验结果表明,巯基乙酸乙酯对硫化矿物的捕收性能良好,可以作为选别硫化矿物的捕收剂。     

新疆某铍精矿浸出工艺研究

新疆某铍精矿粒度为0.074~0 mm,铍含量为5.60%。为了高效提取该铍精矿中的铍,对硫酸加热预处理—搅拌浸出工艺中浓硫酸的用量、预处理温度、搅拌浸出过程的液固比和浸出时间进行研究。结果表明:在铍精矿与浓硫酸质量比为1∶1.5、预处理温度为180℃、搅拌浸出的液固比为2∶1、浸出时间为4 h的情况下,氧化铍浸出率达到97%,该工艺的浸出效果良好;浓硫酸的用量、预处理温度、搅拌浸出过程的液固比和浸出时间对氧化铍浸出率都有显著的影响,其中以浸出温度的影响最为显著。通过此工艺来浸出铍精矿不仅能大大降低能耗,还能有效节约企业成本,为铍精矿的浸出提供借鉴。     

模拟流化床气基直接还原赤铁矿粉的试验研究

在竖直管式电阻炉中模拟流化床反应器,分别利用CO和H₂作还原气体对恩施赤铁矿粉进行了直接还原试验研究。结果表明,缩小赤铁矿粉粒径、提高还原反应温度、增加还原反应时间、增加还原气体流量可以提高还原速率和单质Fe的含量;在其他反应条件相同的情况下,H₂有着比CO强得多的还原赤铁矿粉的能力;在赤铁矿粉粒径为160~40 μm、还原气体H₂流量为0.36 m³/h、反应温度为950 ℃、反应时间为60 min条件下的还原产物,经磨矿、弱磁选,可以获得铁品位为74.92%、回收率为96.82%的铁精矿。     

盐酸浸取某铜尾矿中镁的行为研究

为了高效开发利用某高镁铜尾矿中的镁,对其盐酸浸取工艺技术条件进行了研究,并建立了浸出动力学模型。研究结果表明,在盐酸浓度为1 mol/L,反应温度为353 K,液固比为3〖DK（〗∶〖DK）〗1,反应时间为4 h,搅拌速度为300 r/min条件下,镁浸出率可达75.55%;Avrami模型能较好地描述浸出过程。对不同条件下浸渣的XRD、SEM分析表明：当镁浸出率为 75.55% 时,蛇纹石结构基本全部被破坏,因而浸渣中的蛇纹石衍射峰消失;高温高压也仅能使部分钙镁榴石晶体结构不稳定,并与盐酸反应,这就是镁酸浸率难以大幅提高的原因。     

某铜钨矿中白钨矿的低温浮选效果优化

湖南某铜钨矿建厂时制定的是常年不变的浮钨药剂制度,而矿浆温度的变化会显著影响钨浮选指标,因而选矿厂每年深秋至次年初春钨浮选指标都不理想。为了稳定选矿厂的钨回收效果,减少钨资源的浪费,提升企业的经营业绩,以该选矿厂的铜硫混浮尾矿为试样,进行了选钨药剂制度优化研究。结果表明：新型组合捕收剂ZL-B+LDZ适合该试样中白钨矿的低温浮选,在矿浆温度为10 ℃时,ZL-B与LDZ的质量配合比以3∶2为佳,随着矿浆温度的升高,可通过逐步减少LDZ的用量、增加ZL-B的用量来适应矿浆温度的变化,以获得稳定的、理想的钨精矿指标;在ZL-B+LDZ与现场捕收剂ZL-B用量相当、矿浆温度为10 ℃的情况下,不仅精矿钨品位提高了0.97个百分点,而且钨回收率大幅度提高了25.67个百分点。     

不同变质程度煤尘润湿性差异的13C-NMR特征解析

为探究不同变质程度煤尘微观分子结构参数对其润湿性的影响,利用13C-NMR试验获取了6种不同变质程度煤尘的碳骨架结构参数,采用光学法液滴形态分析系统对不同煤种煤尘的润湿接触角进行了测定。根据试验结果,得到了芳碳和脂碳结构参数随变质程度的变化规律,并利用SPSS软件分析得到了煤尘润湿性的主要影响因子为f〖KG-*6〗′〖KG-*2〗a,f〖KG-*6〗Ha,f〖KG-*6〗Ba,f〖KG-*6〗Pa,f〖KG-*6〗Hal,f〖KG-*6〗Oal。针对芳碳,随着f〖KG-*6〗′〖KG-*2〗a,f〖KG-*6〗Ba,f〖KG-*6〗Ha含量的增加,f〖KG-*6〗Pa含量的减小,煤尘的疏水性增强;针对脂碳,随着f〖KG-*6〗Hal与f〖KG-*6〗Oal含量的减少,煤尘的亲水性减弱。最终,通过煤尘润湿性影响因子变化率的分析,得到了不同变质程度煤尘润湿性差异的微观机理,实现了对传统煤尘润湿理论的改进与拓展。     

金属铁直接催化还原NO的实验研究

在水平陶瓷管反应器中对铁丝网卷直接催化还原NO的特性进行实验研究,于-300～-1 100 ℃对还原性气体CO、氧化性气体O2,CO2以及模拟烟气等气氛条件下的NO脱除效率进行测试,并对铁丝反应后表面组分变化特点进行X光衍射（XRD）分析。结果表明,金属铁具有非常高效的直接催化还原NO的作用。在温度高于700 ℃、N2气氛中,铁直接催化还原NO的效率超过90%。CO有利于铁的氧化物还原为金属铁,进一步提高了铁直接催化还原NO的效率;而O2能将金属铁氧化为Fe2O3,降低了铁直接催化还原NO的效率;CO2气体的影响相对较小。当温度达到950 ℃后,在模拟烟气（含16.8%CO2,2% O2）条件下,铁丝网和4.01%的CO即可达到90%以上的NO脱除效率。     

胜利褐煤热解过程中结构演变及气体生成机理分析

褐煤的热解反应是褐煤利用的重要研究方向之一。为了分析褐煤热解过程中结构演变及气体生成机理,首先将胜利褐煤（SL）在固定床上进行热解制焦,利用800 ℃时SL热解气体生成速率曲线选取半焦终温,同时用气相色谱在线检测其所生成的热解气;其次结合煤焦傅里叶变换红外光谱（FT-IR）的表征进行分析,将半焦的FT-IR分峰拟合计算;最后将计算参数结合热解气生成规律,提出了热解升温过程中各反应阶段生成气体机理和气体生成过程中煤体结构的演变规律。结果表明,SL具有羟基、脂肪烃、芳环、羰基、醚键等丰富的官能团,热解温度低于350 ℃,胜利褐煤中主要官能团未发生明显变化;350~450 ℃,脂肪族侧链含氧官能团分解,热解温度450 ℃比350 ℃时煤焦中C〖CDS1〗O相对含量（C1）降低78%;560~800 ℃,热解反应主要以芳香烷基侧链含氧官能团裂解为主,热解温度800 ℃时煤焦中C-O相对含量（C2）比560 ℃时降低27%;热解温度710~800 ℃时,煤热解以缩聚反应为主,热解温度800 ℃煤焦中芳香稠和度（D2）比710 ℃时升高65%。对4种热解气生成过程进行研究分析,CO2主要来源于中低温区煤中不同结构的羧基官能团分解;高温区生成CO,来源于煤中酚类、醚类、含氧杂环等结构的分解;CH4主要由芳环侧链的甲基、亚甲基或连接芳环结构亚甲基的分解;高温区产生的约60%H2主要来自于煤中芳香结构的缩聚反应。     

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁

河南某黄金冶炼渣铁品位为27.24%,铁主要以赤铁矿的形式存在。为回收该渣中铁,采用直接还原焙烧—弱磁选工艺进行试验。结果表明:在还原剂焦煤加入量为15%、氧化钙加入量为5%、焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨细至-0.045 mm占75%、弱磁选磁场强度为60 k A/m时,可以获得铁品位为91.4%、回收率为79.5%的铁精矿,实现了该黄金冶炼渣中铁的高效回收。