铁橄榄石的氧化分解及碱浸溶硅

将铁橄榄石中的氧化硅转变为易溶于碱溶液的游离态氧化硅对其硅铁分离具有重要意义。通过氧 化焙烧—碱浸工艺实现了铁橄榄石中氧化硅的选择性脱除。X 射线衍射及红外光谱分析结果表明，铁橄榄石在氧 化焙烧过程中先分解为 Fe₃O₄和无定型 SiO₂。随着氧化焙烧温度的升高，Fe₃O₄进一步氧化为 γ-Fe2O3并最终转变为 α-Fe ₂O₃，此时无定型 SiO₂并无明显变化。当氧化焙烧温度超过 1 073 K 时，铁橄榄石可完全分解为无定型 SiO₂和铁 氧化物。铁橄榄石分解的无定型 SiO₂易溶于氢氧化钠溶液而铁氧化物不反应，可通过碱浸实现铁橄榄石氧化焙烧 产物中铁硅高效分离。此结论可通过铜渣处理结果进一步得以证实。铜渣经氧化焙烧—碱浸工艺可脱除 87.33% 的氧化硅，此时铁品位可由铜渣中的 48.55% 提高至浸出渣中的 60.34%。研究结果为铜渣中铁硅综合提取新技术 的开发奠定了理论基础。     

Fe2 O3 逐级还原顺序起源分析

通过分析铁氧化物的分解反应热力学及其与铁氧化物的还原反应热力学之间的联系,得到了铁氧化物还原反应标准摩尔吉布斯自由能变化的更为合理的表达式,由此揭示了Fe₂O₃逐级还原顺序的起源。分析得出：Fe₂O₃的逐级还原顺序源自其分解顺序。铁氧化物的还原反应具有与其分解反应完全平行的热力学规律。以570 ℃为温度界限,铁氧化物各还原反应的摩尔吉布斯自由能变化值的大小顺序发生变化,导致各还原反应间的耦合模式也发生变化,从而产生Fe₂O₃的两种逐级还原顺序及Fe₂O₃的两种还原方式。     

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。     

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。     

贵州某磷矿双反浮选工艺及机理研究

贵州某硅钙质磷矿中主要目的矿物为氟磷灰石, 主要脉石矿物为石英、白云石以及黏土矿物, 矿物共生关系复杂。为了脱除其中的杂质, 使用捕收剂WF-04和M-51, 采用双反浮选工艺脱除其中的硅、镁杂质以及倍半氧化物, 可得到P₂O₅品位34.45%、MgO含量0.94%、SiO₂含量6.64%、Al₂O₃含量1.67%、Fe₂O₃含量0.58%、P₂O₅回收率79.19%的磷精矿。通过Zeta电位和红外光谱分析研究了脱硅捕收剂M-51的作用机理, 结果表明, M-51通过物理吸附伴随氢键作用有效地吸附在石英表面, 而在磷灰石表面几乎不吸附。     

CO还原气氛下铁酸锌选择性分解过程研究

为将电炉粉尘中铁酸锌选择性分解为Fe₃O₄和ZnO,采用热力学软件分析了铁酸锌在CO气氛下还原分解的热力学过程和分解特征,讨论了反应温度和气体组成对铁酸锌分解行为的影响。结果表明: 铁酸锌的气体还原遵循逐级还原规律,很容易被CO还原为Fe₃O₄和ZnO,也易过还原为FeO和Fe,甚至可将ZnO还原为锌蒸气;控制P_CO/(P_CO+P_CO2)在0.05~0.20之间,温度在600~700 ℃范围内,可实现铁酸锌的高效分解、抑制铁氧化物的过还原;对CO还原气氛下铁酸锌分解过程进行了热力学模拟,计算出铁酸锌还原初期时的CO利用率约为35%。     

机械化学法获得单相Fe3O4颗粒的热力学条件

为了给采用机械化学法从Fe₂O₃或粗粒Fe₃O₄获得单相Fe₃O₄纳米颗粒提供理论参考,探讨了机械力储能对铁氧化物机械化学反应热力学的影响规律。结果表明,在空气中,铁氧化物的机械化学分解温度随储能的增加而线性下降,导致反应体系中的各物相在热力学上稳定存在的温度范围发生变化。据此,在储能-温度坐标系上确定了以Fe₂O₃或Fe₃O₄为起始反应物的机械化学反应体系中期望物相Fe₃O₄的热力学稳定区,从而得出了获得单相Fe₃O₄颗粒的热力学条件。     

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。     

广西某高岭土尾矿产石英砂浮选除铁试验

广西某高岭土尾矿经擦洗、磨矿、分级、强磁选可产出SiO₂品位达99.82%的石英砂,但其Fe₂O₃含量较高,为113 μg/g,且铁主要赋存于云母和电气石中。为将该石英砂的Fe₂O₃含量降至80 μg/g以下以满足光伏产业用石英砂的要求,对其进行了除铁即脱除云母和电气石的浮选试验。试验结果表明：先在pH=2.5的酸性条件下用混合胺和煤油进行1次云母反浮选,然后在pH=7.8的偏碱性条件下用油酸钠进行1次电气石反浮选,所得最终石英砂的Fe₂O₃含量可降至74 μg/g,SiO₂品位提高至99.89%,SiO₂回收率为94.61%。     

用梅山硫酸渣生产氧化铁红的试验研究

为提高梅山铁矿硫酸渣的附加值,进行了以该硫酸渣为原料,用选矿方法生产氧化铁红的试验研究。试验采用筛分分级-筛下预磨-漂洗-超细磨-碳硫钙镁反浮选-硅反浮选工艺,获得了Fe₂O₃含量达98.19%,SiO₂含量为0.48%的磁材级氧化铁红和Fe₂O₃含量为95.06%,SiO₂含量为0.83%的颜料级氧化铁红,而筛分筛上产品和反浮选泡沫产品可直接作为铁精矿。     

铜渣高温快速还原焙烧-磁选回收铁的研究

采用高温快速还原焙烧-磁选工艺从铜冶炼渣回收铁, 系统研究了碱度(CaO/SiO₂)、还原温度、还原时间、还原剂用量等因素对磁选金属铁粉质量的影响。结果表明, 铜渣中的铁主要以铁橄榄石形式存在, 其次为磁铁矿; 在碱度(CaO/SiO₂)0.6、焦粉配比12%、还原温度1 300 ℃、还原时间30 min、铜渣粒度-0.074 mm粒级占95%、磁场强度0.08 T的条件下, 可得到铁品位91.10%、金属化率94.27%的金属铁粉。     

机械活化铁氧化物的碳热还原热力学

为了从理论上揭示机械活化对铁氧化物碳热还原的影响规律,分析了机械活化铁氧化物的储能构成,并建立了铁氧化物机械力储能与碳热还原热力学之间的联系。研究结果表明：对铁氧化物碳热还原热力学产生显著影响的机械力储能形式是位错吉布斯自由能和无定形化吉布斯自由能;铁氧化物的碳热还原温度随机械力储能的增加而降低（其中Fe₂O₃的碳热还原温度降低不显著）;另外,Fe₃O₄从按照1/4Fe₃O₄+CO=3/4Fe+CO₂发生还原转为按照Fe₃O₄+CO=3FeO+CO₂发生还原的转折温度随Fe₃O₄机械力储能的增加而线性下降。     

钠盐焙烧-酸浸处理高铝高硅极难选褐铁矿研究

采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响, 酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%, 碳酸钠用量为15%, 焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为30 min, 硫酸浓度为7%, 液固比为15∶1, 酸浸温度为60 ℃, 酸浸时间15 min条件下, 可获得TFe品位为60.21%, 回收率为93.49%, SiO₂和Al₂O₃含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。     

砷铁渣中砷和铁的资源化利用研究

采用磁化还原法回收砷铁渣中的砷和铁，优化实验条件为：焙烧温度650℃、碳加入量25%、焙烧时间180 min、氩气保护，此条件下砷挥发率达97.25%,焙烧渣中砷含量降至0.61%;砷以As₂O₃形式回收，纯度为99.13%;砷铁渣中铁被磁化，可采用磁选法以Fe₃O₄形式回收。该工艺实现了砷铁渣资源化利用。     

高岭土伴生型石英分粒级制备光伏玻璃用石英砂

这是一篇陶瓷及复合材料领域的论文。为助力碳中和、碳达峰目标，我国光伏玻璃需求量近年来快速增长，从而使光伏玻璃用低铁石英砂■供应趋紧，因此高岭土伴生型石英制备低铁石英砂备受关注。高岭土伴生型石英通常可在高岭土物理选矿的尾矿中富集，以广西合浦某高岭土物理选矿尾矿为实验对象，研究了分粒级选矿提纯对高岭土伴生型石英制备低铁石英砂的影响规律。结果表明，高岭土伴生型石英矿中+2 mm粒级的SiO₂、Al₂O₃、Fe₂O₃含量优于0.71～2 mm、0.125～0.71 mm粒级相应指标；采用磨矿-分级-磁选-浮选的分粒级选矿提纯工艺，不同粒级所得浮选石英精砂的Fe₂O₃含量均不低于0.016%；对+2 mm粒级浮选精砂分别采用硫酸、草酸与氢氟酸、草酸为酸浸介质所得石英精砂的Fe₂O₃含量分别降至0.0091%、0.0054%，满足光伏玻璃、光学玻璃用低铁石英砂的Fe₂O_3...     

MgO-Fe3O4比例对磁铁矿氧化动力学的影响机制

采用氧化镁纯试剂和磁铁矿纯矿物研究不同MgO和Fe₃O₄摩尔比对焙烧样品物相转化的影响,进而采用非等温法对Fe₃O₄-MgO混合样品氧化焙烧过程进行动力学分析。结果表明：较高Mg/Fe摩尔比例有利于生成Mg_xFe_3-xO₄,Mg²⁺的存在会抑制Fe₂O₃晶粒连接,不利于Fe₂O₃晶粒长大。Fe₃O₄-MgO混合样品氧化过程分为三个阶段：在低温阶段(250～420℃)受化学反应和气体内扩散反应共同控制,此温度范围内磁铁矿氧化率约30%;中温阶段(420～720℃)由化学反应控制,氧化率提高至55%左右,MgO含量变化对表观活化能影响不大,为35.67～43.23 kJ/mol;高温阶段(720～980℃)主要为气体内扩散控制,此阶段Fe₃O₄...     

不同Ni含量的合金钢在高温水蒸气中的氧化行为研究

为了探究Ni含量与温度对合金钢氧化腐蚀行为的影响, 对3.5%Ni、5%Ni和9%Ni钢在540 ℃高温水蒸气中的氧化行为进行了研究, 并与9%Ni钢在600 ℃高温水蒸气中的氧化行为进行了对比。采用非连续称量法测定其动力学曲线, 通过扫描电子显微镜(SEM)观察氧化膜形貌, 用能谱仪(EDS)和X射线衍射(XRD)对元素成分和相组成进行了分析。结果表明, 在540 ℃氧化时, 3种合金钢的氧化动力学均符合抛物线规律;Ni含量增加, 氧化速率下降, 但有促进氧化膜脱落的倾向; 3种合金钢的氧化膜均由Fe₃O₄、Fe₂O₃和NiFe₂O₄组成, Ni元素增多可以促进产物中Fe₃O₄向Fe₂O₃转化。氧化膜分为两层, 层间存在孔洞; 内层富含NiFe₂O₄的尖晶石氧化物, 外层以Fe₃O₄和Fe₂O₃为主。温度升高时, 9%Ni钢的氧化速率提高, 氧化膜脱落时间提早; 表面氧化物形貌发生了改变, 从片状组织转化为颗粒状组织, 但温度升高并未改变9％Ni钢的氧化产物类别。     

H2S作用下锡铁精矿中锡的挥发脱除机制

采用H₂S(g)对含锡铁精矿进行还原硫化焙烧,可实现物料中锡的有效脱除。以热力学分析为基础,对含锡铁精矿中铁、锡物相的转变规律及脱锡机理进行了研究。结果表明,H₂S(g)通过自身热分解反应生成H₂(g)和S₂(g)后,S₂(g)优先与Fe₃O₄发生还原硫化反应生成Fe₇S₈,H₂(g)则与SnO₂优先发生还原反应生成Sn(l)。在焙烧系统中引入CO(g)可促进SnO₂的还原和硫化。在混合气体(60vol%CO(g)+40vol%H₂S(g))流量70 mL/min、焙烧温度1000℃、焙烧时间20 min、以及锡铁精矿粒度-74μm的条件下,含锡铁精矿中Sn脱除率可以达到95.34%。     

反射炉水淬渣提铜除铁研究

采用XRF, XRD, XPS, SEM-EDS, Mossbauer等手段对炼铜反射炉水淬渣进行了工艺矿物学研究, 结果表明, 渣中含铜106％, 主要以冰铜存在;TFe含量为36.41％, 其中Fe₂SiO₄ 53.5％, Fe₃O₄ 32.5％, Fe₂O₃ 14.0％。Fe的存在形态决定了在酸浸中铁会大量消耗酸, 其浸出率可达82.6%, 影响了铜的浸出, 而加入H₂O₂可有效地抑制铁的浸出, 铜的浸出率相应提高。在60 ℃、浸出30 min、搅拌速度500 r/min、酸浓度60 g/L、双氧水100 L/t时, 铜的浸出率可达66.9%;双氧水的加入对电位有影响, 对铜和铁的浸出分别起到促进和抑制作用, 高电位更有利于铜的浸出。     

分散剂及工艺优化对吉林某低品位硅藻土提纯的影响

吉林临江低品位硅藻土属高烧失三级硅藻土,脉石矿物主要为石英和钠长石。为提高该硅藻土纯度,对其进行了浮选分散剂选择试验,并对最佳浮选条件下所得浮选精矿进行了焙烧-酸浸试验。结果表明,在矿浆温度为40 ℃、pH为9、十二胺为捕收剂条件下浮选,三聚磷酸钠作为分散剂时浮选指标最佳。以三聚磷酸钠作为分散剂、十二胺为捕收剂,经1粗2精浮选获得了SiO₂品位为79.38%、Al₂O₃品位为5.04%的硅藻土浮选精矿。该浮选精矿在600 ℃条件下焙烧1 h后,在室温条件下采用20%的硫酸浸出1.5 h,获得了SiO₂品位为89.57%、Al₂O₃品位为4.77%、Fe₂O₃品位为0.71%的硅藻土精矿,达到了一级土的标准。