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。     

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。     

鲕状赤铁矿提铁降铝不同工艺的对比

针对某高铝鲕状赤铁矿进行了磁化焙烧-磁选、直接还原-磁选、深度还原-磁选3种降铝工艺的试验研究。试验结果表明：添加添加剂YS-1,深度还原-磁选工艺可有效将原矿中的铝降至2.5%以下,当原矿全铁含量为42.56%,Al₂O₃含量为12.30%时,可获得全铁品位为93.16%,Al₂O₃含量为2.02%的还原铁产品,其铁回收率为88.45%,实现了高铝鲕状赤铁矿铝铁的有效分离。     

某高铁锰矿煤基直接还原-磁选试验研究

针对某高铁锰矿矿石特性,采用无烟煤作还原剂进行了煤基直接还原-磁选工艺研究。研究表明,锰矿中49.53%的锰与铁氧化物紧密共生,在还原焙烧过程中铁氧化物还原成金属铁,MnO₂还原成MnO,再利用金属铁与MnO之间的磁性差异可有效地实现铁锰分离。在还原温度1 100 ℃,还原时间100 min的条件下,可以得到含锰63.05%和含铁5.82%的非磁性物,锰的回收率为78.47%;同时磁性物铁品位达56.30%,铁回收率为86.20%。     

选择性沉淀法从粗硫酸镍溶液中回收铜

采用Na₂S₂O₃作沉淀剂, 从粗硫酸镍溶液中选择性回收铜, 研究了Na₂S₂O₃加入量、溶液初始酸度、反应温度以及反应时间对选择性回收铜的影响, 结果表明：在Na₂S₂O₃过量系数为3.0、溶液初始酸度0.3 mol/L、反应温度85 ℃、反应时间2 h的条件下, 铜沉淀率可达99.97%, 镍损失率仅为0.78%。     

预氧化强化印尼海砂矿还原分离及机理研究

以印尼某海砂矿为研究对象,采用光学显微镜、SEM-EDS、X射线衍射等分析测试手段,研究了预氧化对海砂矿原料特性及其固态还原分离行为的影响。结果表明,海砂矿结构致密、组元分布相对均匀; 预氧化破坏了其致密状态,形成疏松多孔结构,促进了钛磁铁矿和钛铁矿物相向钛赤铁矿和铁板钛矿的转变,同时使V、Ti局部预富集,有助于改善海砂矿还原分离性能。海砂矿经1 100 ℃预氧化90 min后,在C/Fe比0.6、还原温度1 350 ℃、还原时间60 min条件下还原,可获得金属化率93.87%的还原产物,还原产物经磨选分离可获得Fe品位90.90%、回收率93.47%的磁性产物以及TiO₂品位32.10%和回收率91.51%、V₂O₅品位2.04%和回收率91.04%的非磁性产物。     

高铁氧化锰矿还原过程中铁锰氧化物同步还原动力学研究

分别采用气基(CO)和煤粉为还原剂,在管炉中进行了高铁氧化锰矿还原焙烧试验,探究了焙烧温度和焙烧时间对高铁氧化锰矿中锰和铁氧化物同步还原的影响。结果表明,气基还原焙烧条件下,Mn₂O₃还原过程受化学反应控制,还原反应表观活化能为42.64 kJ/mol; Fe₂O₃还原过程受内扩散控制,还原反应表观活化能为21.30 kJ/mol。与煤基焙烧相比,气基还原焙烧过程中Mn₂O₃和Fe₂O₃还原反应更容易进行,且锰氧化物由Mn₂O₃直接还原为MnO,不需要先还原为Mn₃O₄中间产物。     

采用SO2/O2催化氧化法脱除低铜萃余液中的铁锰

以刚果(金)某企业低铜萃余液为研究对象,开展Na₂S₂O₅/O₂催化氧化常温除铁工艺优化研究。着重考察了新型添加剂(BGX)对铁渣过滤性能和沉降性能的影响,pH值对铁、锰沉淀和钴损失的影响。采用扫描电子显微镜-能谱分析仪(SEM/EDS)表征铁渣的微观形貌及元素组成。结果表明：在催化氧化时间6 h、添加剂BGX用量5 g/L时,采用20%CaO作中和剂调节pH值至3.5左右,铁沉淀去除率可超过99.9%,锰沉淀去除率在83%左右,钴夹带损失为0.95%;除铁渣主要以CaSO₄、夹带的铁锰沉淀物和独立的铁锰水合物形态存在;添加剂BGX有利于减少钴的夹带损失并可改善过滤性能。     

高铁铝土矿直接还原过程中Na2CO3的损失机制

广西高铁、低铝硅比一水硬铝石型铝土矿资源禀赋差,难以利用。将原矿中的赤铁矿还原为粉末铁单质磁选分离、水铝石转化为铝酸钠溶出分离的直接还原-溶出方法是综合利用此类资源的有效途径。分析Na₂O在产物中的分布、实现Na₂O的循环使用,有利于降低处理成本和保护环境。研究表明,扩散损失占Na₂O总损失的87.76%,其中扩散到坩埚的占68.69%;43.60%的Na₂O以固相扩散的形式损失,56.40%以气相扩散损失;还原物料与容器间的Na₂O含量差显著影响Na₂O的扩散量,低于22%时扩散量较小;还原性气氛和促进剂组分可促进Na₂CO₃的分解。     

国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究

对国外某高铝赤褐铁矿进行了选矿试验研究。采用还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位58.26%、铁回收率80.53%的试验指标; 采用钠化还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位63.48%、回收率95.45%的试验指标。探索了在富集铁的同时富集镍、降低铁精矿中Al₂O₃含量的可行性。     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

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。     

基于二次回归正交设计及均匀设计的柞水菱铁尾矿最佳回收工艺参数

在条件试验基础上, 分别采用二次回归正交设计及均匀设计对柞水菱铁尾矿进行了深度还原-磁选试验研究, 研究了配碳量、碳酸钠用量、还原温度、保温时间、磨矿时间和磁场强度对铁精矿品位的影响, 以磁选铁精矿品位为响应值, 利用逐步回归法建立了二次多项式模型。二次回归正交设计试验结果表明, 在配碳量21.12%、碳酸钠含量11.55%、焙烧温度1 280 ℃、保温时间130 min、磨矿时间55 s、磁场强度238 mT时, 可获得品位为90.13%、回收率为81.77%的最终选别指标;均匀设计试验结果显示, 在配碳量21.43%、碳酸钠含量14.79%、焙烧温度1 277 ℃、保温时间127 min、磨矿时间51 s、磁场强度260 mT时, 可获得品位88.75%、回收率83.62%的最终选别指标。由2种试验方法所建立模型而获得的最佳工艺参数可靠, 具有实际应用价值。     

新型组合抑制剂在低品位铜铅硫化矿浮选分离中的应用

对某低品位多金属硫化矿进行了铜铅混浮-精矿铜铅分离实验研究。采用重铬酸钠、偏重亚硫酸钠、CMC和水玻璃组合作抑制剂, 不仅成功实现了铜铅分离, 而且大大降低了重铬酸盐对环境的污染, 获得了良好选矿指标: 铜精矿品位为16.61%, 回收率为64.14%; 铅精矿品位为43.57%, 回收率为79.54%。     

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。     

河北某低品位磷铁矿石选矿试验

河北某低品位磷铁矿石属出露地表、风化程度较高的含磷铁黑云母辉石岩。对优先浮磷再弱磁选选铁流程进行了工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗3精1扫、中矿顺序返回流程优先选磷,选磷尾矿1粗1精弱磁选选铁,可以获得P₂O₅品位为34.19%、含铁0.23%、P₂O₅回收率为95.24%的磷精矿,以及铁品位为64.31%、P₂O₅含量为0.11%、全铁回收率为48.86%、磁性铁回收率为97.88%的铁精矿。     

山东某长石矿石除铁增白选矿试验

山东某长石矿石属高含铁量长石矿石,铁赋存于铁矿物、云母、黄铁矿及一些含铁碱金属硅酸盐中。为了从该矿石获得陶瓷工业用高品级钾长石原料,对其开展了除铁增白选矿试验研究。试验根据矿石性质,采用磨矿-按20 μm脱泥-高梯度磁选脱除磁性铁-乙黄药浮选脱除黄铁矿-十二胺+煤油浮选脱除云母-ZL-1浮选脱除含铁碱金属硅酸盐工艺流程,经系统的条件试验,最终获得了产率为76.24%、Al₂O₃回收率为80.31%的长石精矿,其Al₂O₃含量为16.05%、K₂O+Na₂O含量为12.50%、Fe₂O₃含量为0.09%、白度为67.26%,达到陶瓷行业用钾长石精矿一级品质量标准。