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。     

近来开发的阳极泥贵金属处理的现代温梅斯/奥托昆普(Wenmec/Outokumpu)技术

资金属精炼工艺被分为5个阶段：1．铜／镍在高压釜中的浸出；2．硒焙烧；3．多尔（金银）熔炼；4．银电解；5．金回收体系。该工艺近几年在奥托昆普公司的哈雅瓦尔塔（Harjavalta）金属冶炼厂得到发展，该厂每年处理大约600，000kg铜阳极泥。奥托昆普的波利（Pori）工厂阳极泥处理工艺流程从1941年以来不断取得进展并发展迅速。主要的变化是将常压浸出改成高压浸出，将硫酸焙烧改成二氧化硫／氧气焙烧，老式金银熔化炉改为转炉，金电解／王水工艺改为快速盐酸浸取工艺。波利厂目前生产30，000kg银、1，000kg金、30，000kg硒和数百公斤Pt－Pd精矿。     

某碳质金矿提金工艺研究

研究表明，氧化焙烧方法是该高碳质金矿的有效预处理方法。在工艺条件优化的基础上，提出的氧化焙烧—氰化浸出工艺可有效地提取矿石中的金，金浸出率可达到９２．６１％。     

近来开发的阳极泥贵金属处理的现代温梅斯／奥托昆普（Wenmec／O…

贵金属业炼工艺被分为５个阶段：１．铜／镍在高压釜中的浸出；２．硒焙烧；３．多尔（金银）熔炼；４．银电解；５．金回收体系。该工艺近几年在奥托昆普公司的哈雅瓦尔塔金属冶炼厂得到发展，该厂每年处理大约６００，０００ｋｇ铜阳极泥。奥托昆普的波利（Ｐｏｒｉ）工厂阳极泥处理工艺流程从１９４１年以来不断取得进展并发展迅速。主要的变化是将常压浸出改成高压浸出，将硫酸焙烧改成二氧化硫／氧气焙烧，老式金银熔化炉改为转     

高烧失量型硅藻土天然焙烧的研究

云南先锋的高烧失量型硅藻土，直覆巨厚褐煤之上，在干燥炎热的气候条件下，地表煤层风化自燃，通过煤层的燃烧产生的热量，焙烧了上覆的硅藻土，使其变成熟土。此熟土可用于作水泥混合材料、喷灌混凝土填料、矿物饲料添加剂、固氮剂、熟粉等，具有多种用途。     

用硫酸渣生产铁金属化团块的研究

本文叙述了硫酸渣的一种应用途径，即用硫酸渣加添加剂造球，然后进行球团矿的直接还原焙烧（焙烧温度为１１５０—１２００℃，焙烧时间为３ｈ），再将焙烧产物进行渣铁分离。用这一新工艺处理硫酸渣可得到含ＴＦｅ＝９０．４３％，铁金属化率达９４．５０％和铁回收率为９０．９４％的优质电炉炼钢用直接还原铁（ＤＲＩ）。     

某赤铁矿选矿试验研究

对某赤铁采用“焙烧-1段磨矿-强磁选-2段磨矿-弱磁选”工艺，用无烟煤做还原剂，磁化焙烧温度为850 ℃ ，在矿样与还原剂的质量配比为50：4条件下磁化焙烧45rain，1段磁场强度和磨矿细度分别为1273．6kA／m、-200日占58．78％，2段磁场强度和磨矿细度分别为80kA／m、-350目占89．31％，最终得到的铁精矿品位为65．07％，产率为57．76％，回收率为70．30％。     

某地原生金矿提金工艺研究

对缅甸某地原生金矿进行了浮选-焙烧-硫脲无氰提金工艺的试验研究。原矿金入选品位为18．67g／t，采用常规的浮选工艺，可获得金精矿产率25．31％，金品位66．15g／t，回收率92．65％；浮选金精矿经焙烧、硫脲浸出后，金作业浸出率93．26％；金综合回收率为86．41％。由于缅甸禁止使用氰化浸金，所以此项工艺技术为开发利用该金矿提供了一条新路子。     

锡精矿沸腾焙烧工艺研究

锡精矿焙烧脱硫、砷等杂质，世界上普遍采用多膛炉和回转窑。本文研究锡精矿沸腾焙烧工艺和炉型结构，进行了比较系统的试验室试验和５ｍ２沸腾炉焙烧工业试验，解决了在一台沸腾炉内脱硫、脱砷要求的不同气氛和锡精矿因粒度细、粒级宽给沸腾焙烧带来的困难。研究结果（平均值）：脱硫效率９４．８４％，脱砷效率８５．４７％，炉床能力１１．９２ｔ／ｍ２·ｄ，锡在焙砂中的直收率９９．２８％，煤耗３．５％。技术经济指标处于世界先进水平。研究成果已应用于大型炼锡厂的建设和生产。     

褐铁矿焙烧试验研究

对坑口褐铁矿的焙烧矿做了试验室未磨矿直接磁选和磨矿—磁选对比试验，从中发现铁精矿品位在60％左右徘徊，效果均不佳。另外，对我公司焙烧厂原矿在科研所进行了小型磁化焙烧试验，较佳试验结果磨矿细度为-200目占80％，精矿产率75．45％，铁精矿品位62．02％，回收率91．23％。该结果和中南大学对我公司焙烧厂原矿所做结果基本相同。要说明的是这仅为试验室较佳指标，已完成的我公司焙烧矿磨矿-磁选工业试验指标和它比较相差甚远，实践证明，褐铁矿焙烧后采用磨矿-磁选工艺铁精矿品位提高幅度有限，不宜采用。     

锌阳极泥-硫化锌精矿焙烧过程热力学分析

通过热力学理论分析, 计算出锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程可能发生的各反应吉布斯自由能; 同时运用X射线衍射技术研究了焙烧过程中主要矿物物相的变化。理论和试验结果均表明: 锌阳极泥-硫化锌精矿混合焙烧过程中, 硫化锌首先发生氧化反应, 生成ZnO和SO₂, 之后MnO₂与SO₂反应生成MnSO₄。 经混合焙烧工艺, 有利于下一步的锰浸出工艺。     

某鲕状赤铁矿循环流化床焙烧-磁选试验研究

采用实验室循环流化床装置,以CO与N2的混合气体和电加热方式模拟燃煤还原焙烧气氛,对铁品位为47.20%的鄂西某鲕状赤铁矿进行磁化焙烧-弱磁选试验,结果表明,在合适的焙烧温度、焙烧时间、焙烧气氛、气体流量、磁场强度及-325目占80%的最终磨矿细度下,经过循环流化床焙烧-阶段磨矿-一粗一精两段弱磁选,可获得精矿铁品位为56.60%,对焙烧矿铁回收率为77.79 %的较好选别指标。     

稀土金属及其共生铌的湿法冶金技术现状

铌通常伴生在稀土中。首先对浓硫酸焙烧分解、碳酸钠焙烧分解、NH₄Cl焙烧分解和氧化焙烧分解等4种常见稀土矿分解工艺和酸性萃取剂萃取、协同萃取、配合萃取等3种萃取工艺的适用范围和优缺点进行了介绍,然后介绍了铌的酸性浸出、碱熔浸出及萃取工艺和铌的酸碱结合分离工艺。从稀土和铌湿法冶金工艺技术发展的轨迹看,提高稀土和铌资源利用率、减少对环境的污染始终是发展的主线。     

焙烧预处理对一水硬铝石矿溶出性能的影响

分别采用马弗炉焙烧技术和微波焙烧技术对一水硬铝石进行了活化焙烧的研究,考察了焙烧预处理对矿石溶出性能的影响,并利用SEM技术对焙烧矿的微观形貌进行了分析。结果表明,焙烧能够显著提高矿石的溶出性能,降低溶出温度。与传统的焙烧方式相比,微波焙烧能够在短时间内在较低的焙烧温度下达到理想焙烧效果。     

高砷原生金矿提金工艺方案研究

介绍了某高砷原生金矿矿石两种提金方案的技术经济初步分析结果。研究表明 ,在焙烧 氰化方案与浮选 精矿焙烧 氰化方案中 ,后者的经济效益较佳     

四川广旺地区石煤资源开发利用研究

四川广旺含钒石煤主矿层属品位较富的钒矿资源，研究表明石煤中钒主要以Ｖ（Ⅲ）形式赋存于粘土矿物里。提钒过程中，焙烧是关键。它直接影响石煤中Ｖ（Ⅲ）向Ｖ（Ｖ）的价态转化率（ηｖ（ｖ））、Ｖ（Ｖ）进一步向可溶性的钒的转化率（η焙）及钒的浸出与沉淀。采用复合钠盐（ＮａＣｌ＋Ｎａ２ＳＯ４）焙烧比单一钠盐可提高焙烧转化率２％－５％。焙烧过程中钒的价态转化率与焙烧转化率存在着内在联系。     

铬精矿在焙烧过程中的行为研究

研究了添加剂白云石和苏打、焙烧时间以及焙烧温度对铬精矿焙烧的影响, 结果表明, 添加适量的白云石和苏打可提高铬精矿的焙烧效率和铬的溶出率。合适的焙烧温度和焙烧时间对焙烧过程的进行和提高铬的溶出率有很重要的作用。通过焙烧过程分析表明, 铬精矿中的含铬矿物与碳酸钠的反应较易进行, 在1 000 ℃左右已基本反应完全。     

鄂西高磷鲕状赤铁矿提铁降杂技术研究

通过对鄂西高磷鲕状赤铁矿矿石性质的分析,总结了我国近期针对高磷鲕状赤铁矿开展的常规选矿、闪速磁化焙烧、直接还原焙烧以及微生物除磷等提铁降杂技术研究成果,并对该类矿石选矿的研究方向和前景进行了展望。     

綦江菱-赤混合型铁矿石磁化焙烧动力学研究

磁化焙烧是处理菱-赤混合型铁矿石最有效的手段,焙烧过程的动力学研究可为实现该类铁矿石磁化焙烧关键技术提供理论支撑。采用X射线衍射、自制热重分析炉、扫描电镜等途径对矿石磁化焙烧过程的动力学及焙烧产品的微观形貌进行了研究,结果表明:矿石在焙烧过程中可不添加任何还原剂使菱铁矿和赤铁矿全部转变为磁铁矿,菱铁矿分解反应的发生是整个反应过程的限制性环节;在一定范围内增加焙烧温度,可使矿石的焙烧反应更加完全,同时有利于矿物在较短的时间内达到较高的反应速度,缩短反应完成所需要的时间。矿石磁化焙烧过程的机理函数符合随机成核与随后生长模型,表观活化能E和指前因子A分别为74.48 k J/mol、27.39 min-1。焙烧后产品表面有大量微裂纹产生,铁矿物与脉石矿物共生关系紧密,在后续选别作业前还需对其进行细磨,焙烧产品中Mg、Ca、Mn元素与Fe元素以类质同象形式共生,将影响最终铁精矿品位。     

湖北某高钙低品位含钒石煤钠化焙烧研究

对湖北某高钙低品位含钒石煤进行了NaCl、Na₂SO₄和两者复配焙烧及水浸-稀酸浸试验。添加单一NaCl焙烧时,过多的游离氧化钙容易与钒结合生成不溶于水的钒酸钙,影响钒的水浸率;添加单一Na₂SO₄焙烧时,虽然可以固定钙离子,但Na₂SO₄用量过大,经济和环境成本较高;当NaCl和Na₂SO₄添加量分别为7%和16%,焙烧温度为850 ℃,焙烧时间为3 h,水浸率可提高到51.47%,总浸率可达79.81%。在复合添加剂用量较低情况下取得了较好的浸出效果,一方面源于Na₂SO₄对较高含量钙离子的固定作用,抑制了难溶性钒酸钙的形成;另一方面,NaCl焙烧生成了氧化性较强的气体HCl、Cl₂,既有助于破坏云母晶格结构,又有助于钒的氧化转价。