高硅铝土矿焙烧-碱浸脱硅及热力学研究

为有效解决中低品位高硅铝土矿脱硅及矿石溶出性能。采用焙烧碱浸脱硅技术方案,考察焙烧温度、焙烧时间、焙烧矿石粒度对脱硅效果的影响。研究结果表明：最佳焙烧脱硅条件为温度950℃、时间60S、矿石粒度150μm。焙烧过程中含硅物相转变为无定型二氧化硅,碱浸过程中氧化铝、二氧化硅同存时优先生成NaAl2(AlSi3O10)(OH)2。在最佳脱硅条件下矿石脱硅率为47.12%,相比原矿、焙烧矿精矿溶出率提高并达到97.68%。     

重庆某菱铁矿石磁化焙烧—磁选试验

为了确定重庆某高度氧化的菱铁矿资源的开发利用方案,采用磁化焙烧—磨矿—弱磁选工艺进行了选矿试验。结果表明:在磁化焙烧温度为800℃、焙烧时间为50 min、配碳量为10%、磁化焙烧产物的磨矿细度为-200目占88%、弱磁选磁场强度为119.43 k A/m的情况下,可获得铁品位为58.94%、铁回收率为76.38%的弱磁选精矿;弱磁选精矿中Al2O3、Mg O、Mn O的含量较高,是仅次于Si O2的影响精矿铁品位的因素,这些杂质有待后续反浮选试验脱除。     

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。     

伊利石中硅的热化学活化与脱除

伊利石是铝土矿中主要含硅矿物之一。TG—DTA、XRD和IR综合研究表明，在热作用下，伊利石在500～700℃脱去羟基，在1100℃左右结构发生非晶质转化，层状结构中的硅被活化为无定形SiO2。根据无定形SiO2易溶于稀碱溶液的特性，开发了伊利石热化学活化-碱浸脱硅新工艺。当热活化温度1100～1150℃，热活化时间90～120min，碱浸出温度95℃，Na2OK=(120～150)g／L，浸出时问90～120min时，可获得45％左右的脱硅率。XRD分析结果表明，热活化生成的无定形SiO2溶于NaOH溶液被脱除，但碱浸过程中生成水合铝硅酸钠导致脱硅率较低。矿石中含有的天然α—SiO2在热化学活化、碱浸过程所表现出的惰性也使得总脱硅率降低。     

高磷鲕状赤铁矿金属化还原焙烧-磁选-熔分新工艺研究

针对高磷鲕状赤铁矿中有价组元铁与杂质元素磷、硅、铝的分离难题,提出了低温选择性金属化还原—磁选—熔分处理新工艺,添加复合促进剂强化还原并促进金属铁微粒迁移、聚集、长大。研究了焙烧温度、促进剂用量、煤量、焙烧时间等条件对焙砂磨矿磁选后精矿铁品位、铁回收率及脱杂效果的影响。结果表明,添加剂对铁的富集及脱杂影响显著。优化的焙烧工艺条件下,原矿加入6%促进剂、25%的煤,975℃下恒温焙烧150 min,焙砂中铁主要以单质铁呈棒条状、蠕虫状产出,利于磨矿解离;磷仍主要以磷灰石存在;焙砂经磨矿—磁选,可获得含Fe 86.77%、P0.20%、Al_2O_3 1.81%、SiO_2 3.86%的精矿类海绵铁粉,Fe回收率88%;类海绵铁粉在1 550℃下熔分,可以得到含磷小于0.01%、含铁大于99%的优质铁水,全流程Fe回收率85%,杂质磷、硅、铝脱除率99%,实现了铁的高效回收和铁与磷、硅、铝组元的深度分离。     

海南某褐铁矿石还原焙烧—磁选试验

海南某低硫、磷褐铁矿石铁品位为39.28%,主要组成矿物褐铁矿含量占73.86%,主要脉石矿物石英含量占14.94%。矿石中褐铁矿粒度较细,多呈不规则状和鲕状集合体,且有包裹细粒石英的现象,这种复杂的嵌布关系大大增大的铁矿物的回收难度。为确定该矿石的高效开发利用工艺,进行了加工工艺条件研究。结果表明,矿石(-0.074 mm占98%)与焦煤(-0.074 mm占98%)混合造球后经焙烧—磨矿—弱磁选工艺处理,在焦煤用量为15%,焙烧温度为1 200℃,焙烧时间为60 min,焙烧产品磨矿细度为-0.045 mm占66%,弱磁选磁场强度为88 k A/m情况下,获得了铁品位为92.54%、铁回收率为74.19%的铁精矿。造球焙烧—磨矿—弱磁选工艺是实现该资源高效开发利用的有效工艺。     

鲕状赤铁矿焙烧磁选—酸浸工艺研究

采用焙烧磁选—酸浸工艺处理贵州赫章鲕状赤铁矿,研究了焙烧磁选、酸浸因素对提铁脱磷的影响。试验结果表明,焙烧温度、磨矿细度对提铁脱磷影响较大。随着焙烧温度增加,铁品位和回收率均先增加后降低,磷含量先降低后增加;随着磨矿细度增加,铁品位先降低后增加,回收率先增加后降低,磷含量逐渐降低;采用酸浸可将焙烧磁选精矿中的磷含量降到0.20%以下。当焙烧温度800℃,焙烧时间40 min,加入煤粉量占原矿量5.00%时获得的焙烧矿样,经过磨矿,采用一次粗选、一次精选弱磁选工艺流程,获得含铁59.21%,回收率70.32%,含磷0.43%的铁精矿;磁选精矿采用酸浸,获得含铁60.43%,含磷0.18%的铁精矿。     

铝土矿焙烧-碱浸脱硅新工艺

针对中、低铝硅比的一水硬铝石－高岭石型铝土矿，进行了回转窑焙烧和常压碱浸脱硅试验研究，结果表明：该工艺是可行的，其焙烧工艺条件为：焙烧温度1050－1100℃，焙烧时间15－20min；常压碱浸脱硅工艺条件为：Na2Ok浓度为100－150g/L，液固比4－5的条件下，溶出温度为90℃左右，溶出时间为2h。此时脱硅率达55．20％，精矿铝硅比（A／S）为9．9，与加压溶出条件下取得的脱硅效果相当。而采用两段溶出脱硅能够提高焙烧矿的脱硅率，显缩短溶出时间：当第一、二段溶出时间均为30min时，焙烧矿的脱硅率可达59．65％。高压拜耳法溶出试验表明：经过焙烧脱硅得到的铝精矿的脱硅率比原矿高。     

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。     

铝土矿焙烧脱硅新工艺及机理研究

介绍了中、低铝硅比的一水硬铝石-高岭石型铝土矿，回转窑焙烧脱硅试验的情况。其试验结果表明，在焙烧温度1050-1100℃、焙烧时间15-20min时，脱硅率达到55.61%，精矿铝硅比9.92。X射线衍射分析结果表明，焙烧只能使高岭石中的硅发生热分解，产生非晶态的SiO2，而矿石中原来存在的α-石英会向非晶态转化；在焙烧矿碱浸溶出过程中，非晶态的SiO2溶于碱液被脱除，而α-石英保持不变。     

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。     

还原焙烧赤泥-综合回收铁铝研究

通过单因素试验系统研究了还原焙烧赤泥过程中各因素对铁铝回收效果的影响。结果表明, 控制配碳质量比15%, 在焙烧温度800 ℃、钙硅比2.6、碱比1.5条件下焙烧60 min, 通过氢氧化钠调整液浸出铝和磁选回收铁, 铝溶出率达到83.8%, 铁回收率在95.0%以上, 铁精矿品位62.0%左右。磁选尾矿钪含量约为200 g/t, 满足工业利用要求。     

粉煤灰中有价元素的强化浸出研究

采用焙烧-微波场酸浸联合工艺, 强化粉煤灰中有价元素的浸出。研究表明, 焙烧-酸浸时, 硅、铝、铁的浸出率分别仅有0.72%、40.05%、41.30%; 采用焙烧-微波场酸浸联合工艺, 硅、铝、铁的浸出率分别达到1.63%、59.17%、49.20%, 提高了126%、48%、19%。对原料粉煤灰和焙烧后粉煤灰进行XRD、SEM及EDS分析表明, 焙烧-微波场酸浸联合工艺的强化浸出机理是: 粉煤灰和钠盐混合焙烧破坏了粉煤灰中莫来石的SiO₂-Al₂O₃键, 生成活性高的物质; 同时微波加热能提高反应物分子的内能, 降低反应活化能, 从而加快粉煤灰中有价元素的浸出速率, 缩短反应时间, 提高浸出率。     

某难选赤铁矿选矿工艺试验研究

某赤铁矿矿石性质复杂,氧化铁矿物边缘、粒间充填大量微细粒不规则脉石,与铁矿物紧密共生脱除困难,难以高效综合利用,针对该矿石特性分别系统开展了块矿预选早收试验、阶段磨矿—阶段强磁选试验、脱泥反浮选试验和磁化焙烧—弱磁选试验。通过工艺流程优化和技术经济对比,最终确定采用磁化焙烧—弱磁选工艺,在焙烧温度750℃、时间60 min、褐煤比例10%、磨矿细度-0.045 mm85%的条件下,可获得精矿全铁品位60.12%,全铁回收率77.53%的技术指标,实现了铁矿物与脉石间的高效分离。     

西藏某低品位类质同象铍矿石的回收试验研究

采用焙烧－加温酸浸方法对西藏某低品位类质同象铍矿石进行回收,考察了焙烧温度、磨矿细度、焙烧时间、浸出时间和酸矿质量比对铍浸出率的影响。对于原矿铍品位为0.1268%,确定磨矿细度-0.074mm含量为80.00%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4h,酸矿质量比为0.8：1,加温温度为85℃,液固比为4：1,搅拌浸出时间为24h浸出工艺条件;最终获得铍浸出率为84.16%的良好指标。表明该低品位类质同象铍矿石采用焙烧－加温酸浸工艺是可以回收利用的。     

鄂西某高磷鲕状赤铁矿磁化焙烧及浸出除磷试验

针对鄂西某高磷鲕状赤铁矿(铁品位43.50%),在实验室条件下采用磁化焙烧—磁选工艺获取铁精矿,并对该铁精矿进行酸浸、生物浸出除磷试验。研究结果表明,在焙烧温度850℃,焙烧时间25min,还原剂用量为矿石质量的5%,磨矿时间4min,磁场强度120kA/m条件下,得到铁精矿铁品位为54.92%,铁回收率为86.78%,P含量为0.83%;酸浸试验中矿浆浓度2%,分别用0.1mol/L的H2SO4,HNO3,HCl,草酸(C2H2O4),柠檬酸(C6H8O7)除磷,其中H2SO4除磷提铁效果最佳,铁精矿品位为57.98%,回收率为96.47%,除磷率为95.30%;生物浸出试验中矿浆浓度2%,用嗜酸氧化亚铁硫杆菌(At.f菌)对铁精矿作用后,磷含量为0.23%,用黑曲霉菌滤液对铁精矿作用后,磷含量为0.20%。     

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。     

氧化碱浸体系下次级铜精矿中钼和硅的浸出行为

以过硫酸钠(Na2S2O8)为氧化剂,研究了次级铜精矿中钼和硅的碱浸行为。探讨了搅拌速度、Na2S2O8和氢氧化钠(NaOH)的初始浓度、浸出时间、温度和液固比(L/S)等因素对次级铜精矿中钼和硅浸出行为的影响。结果表明：次级铜精矿的氧化碱浸较佳条件为：搅拌速度500 r?min-1,温度50 ℃,NaOH初始浓度2.0 mol?L-1,Na2S2O8初始浓度0.5 mol?L-1,液固比10/1 mL?g-1,浸出时间3.0 h。此条件下次级铜精矿中钼浸出率达96.85%,硅浸出率为28.87%,实现了高选择性分离铜和钼,铝和锌基本脱除,硅和硫部分脱除,获得了合格铜精矿     

某高磷铁矿悬浮焙烧—磁选—浸出提铁降磷实验研究

针对高磷铁矿因铁矿物与磷矿物共生关系复杂、常规选矿方法难以高效利用的特点,提出了焙烧—浸出的提铁降磷技术。对阿尔及利亚TFe品位为60.81%、FeO含量为14.92%、P含量为0.71%的某高磷铁矿,采用悬浮焙烧(氧化焙烧—磁化焙烧)—磁选—浸出工艺开展了提铁脱磷实验研究,在氧化温度1 050℃、还原温度520℃、还原时间25 min、H₂体积浓度50%的磁化焙烧工艺条件下,获得了TFe品位65.50%、TFe回收率96.31%、P含量0.16%的铁精矿指标,磷脱除率77.46%。实验研究结果可为高磷铁矿提铁降磷提供指导。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。