高硅铝土矿溶出脱硅试验研究

为了脱去铝土矿中的含硅矿物提高铝硅比,将原矿石在1180℃的温度下利用电炉焙烧半小时,然后再在低压釜中溶出,溶出温度为120℃、溶出时间为15 min、液固比为10:1、碱液浓度40%。经过焙烧的矿石二氧化硅溶出率最高可达42%,可将矿石铝硅比从2.52提高到5.03。     

粉煤灰转相焙烧过程铝硅碱溶活性探究

粉煤灰主要成分为氧化铝和二氧化硅,其铝硅比较低,传统拜耳法难以实现铝硅分离,在碱性体系下需对粉煤灰中的铝、硅组元进行改性与处理,提高其中铝、硅组元的碱溶活性差异,从而实现铝硅分离的目的。以内蒙古某地区高铝粉煤灰为研究对象,通过硫酸固相转化手段将铝硅酸盐解离,解离后的铝、硅组元混合相通过转相焙烧的方式进行碱溶活性调控,以实现铝、硅组元碱溶初步分离的目的。结果表明,随着焙烧温度的升高,焙砂中的非晶态氧化铝有向过渡相氧化铝转变的趋势,碱溶活性逐渐降低,非晶态二氧化硅的结构未有明显变化趋势,其碱溶活性也未发生明显变化;在焙烧温度950℃、焙烧时间60min条件下和碱溶温度95℃、时间30min、Na_2O浓度38.75g/L、液固比10∶1的溶出条件下,二氧化硅溶出率达到73%以上,氧化铝溶出率不到2%。     

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%。     

氟化钾助溶法对粉煤灰中氧化铝溶出率的影响研究

针对传统工艺从煤粉炉粉煤灰中提取氧化铝提取率低的问题,采用了以KF·2H2O为焙烧助溶剂的方法,从粉煤灰中酸溶氧化铝,粉煤灰中氧化铝的溶出率可达95%以上。研究了焙烧配比、焙烧温度、溶出固液比、溶出温度、溶出时间等对粉煤灰中氧化铝溶出率的影响,并用XRD对烧结样品和酸浸渣进行了表征。研究结果表明,氟化钾助溶法对煤粉炉粉煤灰中的氧化铝活化效果明显,活化后主要相态为霞石,在焙烧配比为20∶19、焙烧温度为900℃、焙烧时间为1 h的最佳活化条件下及6 mol/L HCl、1/4的固液比、60℃溶出30 min的最佳溶出条件下,粉煤灰中氧化铝的溶出率达97%以上,且氟最终主要在酸浸渣里。     

拜尔法处理广西不同地区铝土矿适用性研究

拜尔法生产氧化铝是一水硬铝石型铝土矿提取铝行之有效的方法,通过对广西4个不同地区的铝矿石进行拜尔法的溶出处理试验研究判断其可行性。试验结果表明:拜尔法处理这4个不同性质特征铝矿石生产氧化铝的适用性较强,溶出温度为260~280℃、溶出时间为45~60 min、配料分子比为1.40~1.45、石灰加入量为4%~9%、循环苛性碱浓度为240~280 g/L,在此条件范围内这4个铝土矿石的相对溶出率都达到95%以上,添加聚丙烯酰胺絮凝剂有助于提高溶出赤泥的沉降性能。      

添加剂对一水硬铝石型铝土矿焙烧强化溶出的影响

研究了在一水硬铝石型铝土矿焙烧过程中添加剂对焙烧矿溶出性能的影响。实验结果表明, 在一水硬铝石型铝土矿焙烧过程中添加氟化铝, 对焙烧矿的溶出性能有明显的改善作用。在铝土矿中添加1%的氟化铝焙烧, 经185 ℃溶出1 h 后, 焙烧矿氧化铝的溶出率达52%, 比未添加时提高15%左右;且随着氟化铝添加量的增加, 氧化铝的溶出率随之升高, 当添加量为5%时, 在同样溶出条件下氧化铝溶出率可达71%;而铝土矿添加3%氟化铝焙烧, 在200 ℃溶出1 h, 氧化铝溶出率即可达到88%。     

白泥硫酸法制取白炭黑的工艺研究

白泥是粉煤灰"一步酸溶法"提取氧化铝后产生的高硅尾渣,由于其具有颗粒小、活性高、二氧化硅含量高和其它杂质含量少的优点,是制备硅基材料的优质原料。文章研究了硫酸法去除白泥中的氧化铝时,焙烧工艺及溶出工艺条件对其影响。结果表明,焙烧温度320℃,焙烧时间120 min,焙烧酸泥质量比为0.9,溶出温度150℃,溶出时间120 min,溶出酸泥质量比为3,酸浓度5%时,白泥中铝元素去除率达95.6%,二氧化硅提取率达到90%,且获得的样品白炭黑中硅含量达到90%。     

赤泥与高硫铝土矿协同焙烧回收氧化铝

以固体危废物拜耳法赤泥和难处理的高硫铝土矿作为原料,进行碱法焙烧回收氧化铝的工艺的探讨,通过热力学数据库,考察焙烧温度、碱溶出过程中参数对氧化铝溶出率的影响。研究结果表明：焙烧的温度对氧化铝的溶出的影响最大,焙烧过程产生不溶性盐和物料高温下收缩形核,均降低氧化铝的回收率,在最佳焙烧温度1100 ℃下碱法焙烧,氧化铝的最佳溶出条件：溶出温度为80 ℃、溶出时间为25 min、液固比为10 mL/g、NaOH浓度为18 g/L、Na₂CO₃溶度为8 g/L。在此条件下,物料中氧化铝的溶出率可达92.16%,溶出渣通过磁选回收铁,剩余的非磁性物质作为耐火材料。     

KOH低温焙烧钾长石提取SiO2

以钾长石为原料,氢氧化钾为助熔剂,采用焙烧法破坏钾长石结构,使矿石中的不溶性硅转化成可溶性硅。采用水溶工艺溶出焙烧熟料中的硅。研究了工艺参数即焙烧温度、焙烧时间和碱矿比对SiO2溶出率的影响。结果表明,碱矿比对SiO2的溶出率影响最大,并得到最佳焙烧条件为:焙烧温度500℃、焙烧时间2.5h、碱矿比2.5。在此条件下,SiO2的溶出率可高达99.5%。     

常压溶出低铝硅比高铁铝土矿试验研究

针对广西某地极低铝硅比高铁三水铝土石铝土矿的特性,在常压条件下,对其进行了溶出试验研究。该矿Al2O3含量只有44%,Fe2O3含量达到19.13%,铝硅比只有3.97。研究了溶出温度、溶出时间、溶出苛性比值和溶出碱浓度对氧化铝溶出率的影响。结果表明:最佳溶出条件为溶出温度105℃;溶出时间45min;溶出苛性比值1.80;溶出碱浓度180 g/L。在最佳条件下,氧化铝溶出率达到81.68%,赤泥中铝硅比仅为0.74。该工艺与常规的溶出工艺相比,实现了在常压条件下溶出,且溶出率高,大大减化了生产工艺,极大地降低了生产成本,取得了较为理想的结果。     

低品位钒矿硫酸化焙烧——浸出提钒工艺试验研究

为实现某低品位钒矿中钒的有效提取,采用低温硫酸化焙烧预处理技术,强化含钒矿物伊利石在焙烧过程中晶体结构破坏和物相转变,为焙砂水浸提取钒创造有利条件。重点考察了焙烧温度、焙烧时间、原矿粒度、硫酸用量等因素对钒浸出率的影响及焙烧过程中的物相演变规律。结果表明:在焙烧温度为250℃、焙烧时间为2 h,原矿粒度为-0.096 mm、硫酸用量为40%的最佳焙烧条件下,钒浸出率可达83.64%。原矿、焙砂及浸出渣的XRD分析结果表明:在硫酸和升温的协同作用下,原矿中铝硅酸盐矿物晶格被有效破坏,伊利石与硫酸反应生成了重钾矾和易于浸出的水钒钠矿,脉石矿物方解石则反应生成石膏,为水浸提取钒创造了有利条件。焙烧过程的热力学计算进一步验证了低温硫酸化焙烧—水浸提钒工艺的可行性。     

硫化氢还原焙烧氧化锰矿工艺

以硫化氢为还原剂,对氧化锰矿进行还原焙烧,研究了还原焙烧温度、还原焙烧时间、氧化锰矿粒度和硫化氢浓度对锰浸出率的影响。结果表明,最佳还原焙烧条件为: 焙烧温度500 ℃、焙烧时间75 min、氧化锰矿粒度0.150~0.250 mm、硫化氢浓度5%,此时锰浸出率达到99.06%。该工艺可为工业副产品硫化氢高附加值利用提供理论和技术指导。     

老挝某红土型铝土矿矿石溶出性能研究

通过对老挝某铝土矿矿石溶出工艺的试验研究,得出该矿石的适宜溶出条件为溶出温度150 ℃,溶出时间40 min,石灰添加量3%,循环母液苛性碱质量体积浓度220 g/L,母液氧化钠与氧化铝的物质的量之比3.40,配料固含量350 g/L,配料中氧化钠与氧化铝的物质的量之比1.45。在此条件下Al₂O₃的溶出率达80%。     

焙烧温度及时间对白云鄂博铁矿选铁尾矿悬浮磁化焙烧的影响

为了回收白云鄂博铁矿选铁尾矿中的铁矿物,采用强磁预富集-悬浮磁化焙烧-磁选工艺进行铁矿物再选试验。结果表明：TFe品位为14.10%的白云鄂博铁矿选铁尾矿经磁选预富集所得精矿在总气量600 mL/min、CO浓度15%、焙烧温度800 ℃、焙烧时间5 min条件下焙烧后,焙烧产品磨细至d90=39.29 μm,在磁选管磁场强度为10.56 kA/m时,可获得TFe品位为63.88%、对原矿回收率为57.25%的磁选精矿。对试验各阶段产品分析表明,焙烧温度过高、焙烧时间过长会导致过还原,同时焙烧过程使得预富集精矿中表面光滑无裂纹的赤铁矿变为表面伴有微裂纹的磁铁矿。研究结果为多金属共（伴）生铁矿资源的高效利用提供了理论基础。     

0~1 mm镜铁矿制粒-磁化焙烧-弱磁选试验

回转窑磁化焙烧是目前处理镜铁山镜铁矿石的有效方法,但是0~1 mm粒级镜铁矿不能直接进入回转窑磁化焙烧,磨矿造球工艺又过于复杂。为开发利用0~1 mm粒级镜铁矿资源,采用制粒-磁化焙烧-弱磁选工艺进行试验。结果表明：在外配兰炭用量为2.5%、膨润土用量为1%、水用量为8%时配制成粒度为3~5 mm的小球,小球经100 ℃烘干后,在焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min条件下磁化焙烧,焙烧产品磨细至-0.045 mm占80%,经磁场强度为80 kA/m弱磁选,获得了全铁品位为52.85%、回收率为86.33%的精矿指标,为0~1 mm粒级粉矿的利用提供了一种新思路。     

从铝热法制备金属铬所得铬渣中回收铬、铝工艺研究

采用在熔融碱中焙烧-水浸-碳酸化分解-浓缩结晶工艺从铝热法生产金属铬所得炉渣中回收氧化铝和铬酸钠, 探讨了铬渣粒度、碱渣比、焙烧时间以及温度等因素对铬和铝浸出率的影响。研究表明, 铬和铝的浸出率随碱渣比、焙烧时间以及焙烧温度增加而增加, 随铬渣粒度减少而增加。通过四因素三水平正交实验确定焙烧最佳浸出工艺条件为 焙烧温度 700 ℃, 焙烧时间 4 h, 粒度0.045 mm和碱矿比6∶1。所得铬盐(以重铬酸钠计)和氧化铝的纯度分别为88.5%和95.4%, 总回收率分别达到85.6%和96.4%, 钠以碳酸钠和碳酸氢钠的形式得到回收。     

某含铷和锂的云母粗精矿焙烧和浸出试验研究

采用焙烧-水浸联合工艺从某含铷和锂的云母粗精矿中浸出铷和锂,主要考察了氯化物添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间等因素对铷和锂浸出效果的影响。确定的最佳工艺参数为:氯化物添加剂用量为原矿质量的90%、焙烧时间1.5 h、焙烧温度950℃、浸出温度30℃（室温）、浸出时间1.5 h,在最佳工艺参数条件下,铷浸出率大于95%,锂浸出率大于90%,浸出效果较好。      

贵州清镇地区高硫型铝土矿预焙烧溶出性能研究

采用马弗炉焙烧处理贵州清镇地区某高硫型铝土矿并研究了焙烧精矿的溶出性能。结果表明: 当焙烧温度700 ℃, 焙烧时间30 min时, 矿石全硫含量从0.97%下降至0.21%, 降低了78%, 焙烧精矿含硫量达到拜耳法工艺要求; 最佳溶出条件为: 溶出温度260 ℃, 苛性碱浓度190.32 g/L, 溶出时间60 min, 石灰添加量12%, 固含300 g/L, 此时精矿实际溶出率82.45%, 相对溶出率9626%, 分别比原矿直接溶出高4.28个百分点和4.85个百分点; 精矿溶出赤泥A/S为1.22, N/S为0.25,分别比原矿直接溶出低029和0.09, 整体溶出性能优于原矿。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

基于BP神经网络技术的红土镍矿还原焙烧-磁选工艺条件的优化

还原焙烧—磁选工艺可有效提取红土镍矿中的镍和铁等有价金属,由于影响红土镍矿还原焙烧—磁选效果的因素较多,导致工业生产中的选矿指标不稳定。为进一步提高还原焙烧—磁选工艺处理红土镍矿的效果,本研究以青海某镍矿为原料,采用正交试验与BP神经网络相结合的方法,对还原焙烧—磁选工艺的还原剂用量、焙烧温度、料层厚度、焙烧时间及磁场强度等因素进行了优化。结果表明:通过BP神经网络模型优化后的试验条件为还原剂用量9.5%、焙烧温度1 070℃、料层厚度10.0 mm、焙烧时间65 min及磁场强度2.5 kA·m-1,在此条件下可获得产率为30.29%的镍粗精矿,比采用正交试验最优因素组合条件所得的镍粗精矿产率提高了2.83%。