利用钒铁冶炼贫渣开发耐火浇注料试验研究

以钒铁冶炼贫渣为主要原料,通过破碎、粉磨等工艺制成粒度分别为10~4、4~0.5、<0.5和<0.045mm的原料,分析了贫渣的水化硬化性能,并按不同级配制备了贫渣浇注料,同时与现场使用的铁水罐用高铝浇注料进行了常温物理性能和抗高炉渣侵蚀性对比。结果表明:1)钒铁冶炼贫渣具有良好的耐火性能,同时具有良好的水化硬化特性。2)随着贫渣微粉掺加量的增加,贫渣浇注料试样强度明显增加;随着大颗粒骨料掺加量的增加,试样体积密度呈增长趋势;当试样配比(w)为粗骨料40%、细骨料30%、粉料10%、微粉20%时,具有最佳的综合性能,其物理性能和抗渣侵蚀性优于目前现场使用的铁水罐浇注料的,适合在现场推广应用。     

高硫砷金矿焙砂的硫酸熟化法预处理

基于氧化铁与硫酸反应的热力学原理,采用硫酸熟化-水浸法对高硫高砷金精矿氧化焙砂进行预处理,以脱除铁氧化物,破坏其对金的包裹,提高金浸出率。结果表明,在适宜的硫酸含量下,赤铁矿与硫酸反应的产物硫酸铁可转化为板铁矾HFe(SO4)2·4H2O晶体,降低了产物浓度,从而使赤铁矿继续溶解,提高了铁脱除率;适当升高温度可促进扩散的进行,从而使铁的脱除更加彻底。焙砂的氰化浸金率在脱除铁氧化物后显著提高。对于某铁含量为31.25%(质量分数)金含量为84.27 g/t的焙砂,当熟化条件为硫酸含量75%、硫酸过剩系数1.4、熟化温度250℃、熟化时间1 h时,焙砂中残余铁含量降至7.23%,此时金浸出率可达97.51%。     

某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究

某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。     

钒钛磁铁矿铁、钒、钛一步分离试验

提出了钒钛磁铁矿钠化还原实现铁、钒、钛一歩分离的新技术；研究表明:碳酸钠对钒钛磁铁矿铁、钒、钛一歩分离效果较好，在有足量碳酸钠存在时，三氧化二钒即使在还原性气氛下也能转变为可溶性的钒酸钠，增加碳酸钠用量，钒钛磁铁矿的金属化率及钒转化率均随之升高；提高反应温度，金属化率升高，钒转化率略有降低；在煤粉添加量15%、碳酸钠添加量24%、还原温度1100℃时，钠化还原-浸出-磁选工艺可实现铁、钒、钛的有效分离，得到铁粉、浸钒液和钛渣三种产物，铁、钒、钛的收率分别为95%、85%、52%；使用碳酸钙替换部分碳酸钠，仍可实现还原过程中铁与钒的同时转化，但相应的转化率随碳酸钙的增加而降低。      

提钒尾渣脱钠技术研究

提钒尾渣含铁、钒等有价元素,但因钠含量高,返高炉炼铁会带来潜在风险。为解决上述问题,分别研究了提钒尾渣湿法脱钠技术,还原焙烧—磁选分离技术及钠化还原—浸出—磁选分离技术。结果表明,采用氧化钙作为脱钠剂加压浸出,提钒尾渣脱钠率可达到80.5%;提钒尾渣800℃还原后,其中铁还原为磁铁矿,但结晶粒度小,磁选分离效果差,提高还原温度至1 200℃,铁继续还原为金属铁,并聚集长大,分离效果良好;提钒尾渣同时添加钠盐、煤粉还原可实现钒和铁的同时转化,再通过浸出、磁选可实现三者有效分离,其中钠盐可用钙盐部分替代。     

铁氧化物包裹类金矿提金的研究现状

部分难处理金矿中存在铁氧化物对金包裹的现象而阻碍提金过程,通过破坏铁氧化物结构可使金暴露而提高金浸出率。铁氧化物包裹金主要来自难处理金矿的氧化焙砂。目前针对此类金矿提金的工艺研究较少,主要包括酸溶法、还原法、氯化焙烧法、炼铁—电解法等。酸溶法工艺简单,效果较差;还原法工艺复杂,可获得较好的浸金效果;氯化焙烧法适应性强,综合利用效果好,但设备投资及维护费用高;炼铁一电解法可在富集金的同时生产纯铁,节约能耗,对矿石要求稍高。     

复合钠盐法处理印尼某红土镍矿研究

针对印尼某红土镍矿的组成及结构特点,运用还原焙烧—浸出—磁选法综合利用红土镍矿。在配料中使用添加剂硫酸钠和碳酸钠改善还原焙烧性能,并考察了硫酸钠和碳酸钠配比(S/C)、配煤量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁精矿中镍品位以及镍回收率的影响。结果表明,当红土矿、硫酸钠、碳酸钠和煤的质量比为100∶14∶8∶8,焙烧温度为1 200℃以及焙烧时间为80 min时,可以得到品位为4.59%,镍收率为88.58%的镍铁精矿。该工艺流程能够高效富集红土镍矿中的Ni、Fe、Al等有价金属元素,实现了红土镍矿资源的高效综合利用。