红土镍矿钠盐还原焙烧-磁选的机理

配加钠盐焙烧可改善红土镍矿的还原-磁选效果,显著提高磁性产品的镍、铁品位及回收率。通过热力学计算,并结合X射线衍射、光学显微镜以及环境扫描电镜分析,对硫酸钠和碳酸钠作用下红土镍矿的还原行为进行研究。结果表明:钠盐在红土镍矿还原焙烧过程中,可以破坏硅酸盐矿物的结构,有利于镍的还原富集。碳酸钠强化镍还原的能力强于硫酸钠的,硫酸钠则因还原过程中形成的硫具有降低镍铁金属颗粒表面张力的作用,因而其促进镍铁颗粒聚集长大的能力明显高于碳酸钠的,且硫酸钠作用下FeS的形成也有利于提高镍的品位。所以,硫酸钠和碳酸钠的共同作用下可获得高镍品位的磁性产品及较高的镍回收率。     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响

讨论还原剂对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原同步脱磷的影响,研究在固定脱磷剂用量下,还原剂用量对还原铁中铁、磷含量及铁回收率的影响,并研究其焙烧产物。结果表明:还原剂中固定碳及挥发分对还原铁中铁品位及铁回收率的影响较大,灰分对还原铁中磷品位的影响较大;当使用同一还原剂时,焙烧产物中金属铁含量随还原剂用量的增加而增加,浮氏体含量随还原剂用量的增加而降低,还原剂用量的增加会减弱脱磷剂与矿石中主要脉石矿物生成铝硅酸钠的趋势;当还原剂用量相同时,活性炭、焦炭、无烟煤和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低;在这4种还原剂中,褐煤直接还原同步脱磷的效果最好,无烟煤和焦炭次之,活性炭的效果最差。     

红土镍矿深度还原-磁选工艺富集镍和铁（英文）

提出采用"深度还原-磁选"工艺从红土镍矿中富集镍和铁。结果表明,在还原温度1275℃、还原时间50 min、渣相碱度1.0、配碳系数2.5和磁场强度72 kA/m的条件下,可得到镍品位为6.96%、回收率为94.06%和铁品位为34.74%、回收率为80.44%的镍铁精矿产品。分析表明,还原温度和时间影响深度还原发生的可能性及反应进度,渣相碱度影响炉料中渣的组成及镍铁元素从基体中溢出富集形成镍铁颗粒的速度,深度还原反应过程中镍铁颗粒生成、聚集并逐渐长大,经磁选后可有效促进镍铁矿物与脉石矿物分离。     

红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺

采用钠盐添加剂强化红土镍矿的还原焙烧-磁选,确定了添加剂存在下适宜的焙烧和磁选技术参数,开发出红土镍矿还原焙烧-磁选制取镍铁合金原料的新工艺.结果表明:钠盐添加剂具有显著降低焙烧温度、大幅提高产品镍、铁品位和回收率的作用;对一种含镍1.58％、铁22.06％的红土镍矿配加添加剂后,在还原温度1 100℃、还原时间60 min、磁场强度0.1T的条件下,磁性产品的镍、铁品位可分别从无添加剂时的2.0％、57.2％提高到7.5％、80.5％,镍、铁回收率也相应从19.1％、33.6％增加到82.7％、62.8％.XRD结果表明:红土镍矿在无添加剂作用下经还原焙烧-磁选所得的磁性产物中仍有部分镁橄榄石及顽火辉石存在;而有添加剂存在时,还原生成的镍铁合金通过磁选可与非磁性脉石成分得到更为有效的分离,产品可作为不锈钢的生产原料.     

选择性还原-磁选回收镍渣中的有价金属

采用选择性还原-磁选工艺富集某镍渣中的镍、铜,通过控制还原过程参数实现选择性还原。结果表明：添加熔剂并适当提高渣料的碱度（CaO与SiO2质量比）有助于镍、铜的富集;对碱度0.15、还原温度1200℃、还原时间20 min、内配煤量5%（质量分数）的优化条件下得到的还原样品,通过磨矿-磁选获得镍、铜、铁品位分别为3.25%、1.20%、75.26%的精矿,镍、铜、铁的回收率分别为82.20%、80.00%、42.17%,实现了镍、铜相对于铁的选择性富集;选择性还原-磁选没有显著降低S、P的含量,两者在工艺过程中的行为需要进一步研究。     

从碲渣中选择性分离与回收碲的新工艺

以粗铋碱性精炼过程中产生的碲渣为研究对象,采用Na_2S浸出-Na_2SO_3还原的新工艺选择性分离回收碲。考察Na_2S浓度、浸出温度、浸出时间和液固比等工艺参数对碲浸出率的影响,以及Na_2SO_3过量系数、反应温度和反应时间等因素对碲还原率的影响。结果表明:在Na_2S浓度40 g/L、浸出温度50℃、浸出时间1 h、液固比8的条件下,碲的浸出率达87.77%;在Na_2SO_3过量系数2.0,反应温度30℃,反应时间30 min条件下,碲还原率达98.84%,还原产物中碲含量达97.34%,XRD结果显示其为单质态碲。Na_2S浸出-Na_2SO_3还原新工艺可以有效地分离回收碲渣中碲,实验过程简单、清洁,生产成本低,具有产业化前景。     

低品位氧化锌矿硫酸铵的焙烧过程及其反应机理

采用热分析研究低品位氧化锌矿与硫酸铵的焙烧过程,考察铵矿比、焙烧温度、焙烧时间对锌提取率的影响;采用XRD分析揭示氧化锌矿中有价组元在焙烧中的反应过程和相变行为;讨论焙烧过程中发生的化学反应。结果表明:合适的反应条件为铵矿比1.4:1、焙烧温度475℃、焙烧时间60 min;硫酸铵焙烧低品位氧化锌矿是多相反应,ZnO和ZnCO_3与硫酸铵反应先生成(NH_4)_2Zn(SO_4)_2,升温后分解得到ZnSO_4;铁氧化物与硫酸铵反应先生成(NH_4)_3Fe(SO_4)_3,分解得到NH_4Fe(SO_4)_2;CaCO_3和PbO在400℃以上焙烧时转化为硫酸钙和硫酸铅。     

响应曲面法优化还原焙烧-磁选法回收赤泥中铁的工艺研究

本文以云南某铝厂的拜耳法赤泥为研究对象,采用还原焙烧-磁选法回收赤泥中的铁。实验结果表明:当焙烧温度为1250℃,焙烧时间120 min,活性炭添加量为赤泥质量的20%,矿物粒度为90%-400目,激磁电流为2.5 A时,所得铁精矿品位为85.84%,铁回收率为86.24%。以还原焙烧温度、还原焙烧时间和活性炭用量为考察因素,通过中心合成实验设计及响应曲面分析法对赤泥的还原焙烧-磁选工艺进行模拟,得到铁精矿品位和铁回收率的预测模型。其优化得到最佳工艺条件为:焙烧温度1225℃,焙烧时间115 min,活性炭量18%。在此条件下实验,所得铁精矿品位为86.07%,铁回收率为86.46%,与理论铁精矿品位为86.56%,铁回收率为86.90%的结果相差较小,说明预测模型和优化工艺条件可以用来指导实际生产。     

煤种对嘉峪关某菱铁矿直接还原的影响

为研究煤种对某菱铁矿直接还原-磁选的影响,进行两种煤在不同煤用量条件下的对比试验,并运用XRD和SEM探讨两种煤的灰分及挥发分指标对直接还原过程的影响机理。结果表明:在采用两种煤的条件下,还原铁的品位都随煤用量的增加而降低,烟煤回收率随煤用量增加先增加后降低,石煤回收率随煤用量增加而增加。在同样煤用量时,烟煤焙烧产物铁颗粒较石煤大且向矿石边缘积聚明显,主要是与石煤相比,烟煤灰分较低,挥发分较高,导致烟煤对菱铁矿直接还原的速度不平稳。     

钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧铝铁分离的影响

研究钠盐对高铝褐铁矿还原焙烧过程中铝铁分离的影响。结果表明:高铝褐铁矿经还原后,铁的金属化率为87.13%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位和Al2O3含量分别为68.07%(质量分数)和7.94%,铁的回收率仅为19.77%;添加硫酸钠14%(质量分数)、辅助添加剂BS2.5%(质量分数)后还原高铝褐铁矿,铁的金属化率可达95.69%,焙烧产物经磨矿磁选后,金属铁粉中铁品位升高到91.3%,Al2O3含量降低为1.27%,铁的回收率达到93.64%。XRD、EDX及微观结构研究表明:未添加钠盐时,高铝褐铁矿中铁氧化物易被还原为无磁性的γ-Fe,且铁与铝、硅结合紧密,磁选分离难度大;添加的钠盐能与Al2O3和SiO2反应生成铝硅酸钠,破坏矿石结构,有利于改善高铝褐铁矿的还原效果,但在碳酸钠作用下铁晶粒较小且易与脉石矿物结合,而在硫酸钠作用下金属铁颗粒长大,与脉石矿物解离性能好,有利于铝铁分离。     

气体选择性还原红土镍矿的热力学（英文）

由于硫化镍矿生产镍铁在经济和环境上不断出现的问题,采用红土镍矿生产镍铁越来越受到重视。但是红土镍矿制备镍铁的火法工艺中,在提高铁镍产品中的镍含量方面的理论研究仍存在许多不足。出于这方面的考虑,假设Fe2O3、Fe O和Fe3O4的活度为1,计算了CO2/CO、H2O/H2和CO2/H2三种气氛下选择性还原红土镍矿时,不同铁活度下铁-铁氧化物的平衡条件。从已有的热力学数据出发,利用Miedema二元合金生成热模型,计算了Ni-Fe固态二元合金中铁的活度系数。并以活度系数为纽带,最终计算出这三种还原气氛下,镍铁合金产物中的铁含量与还原气体分压、还原温度的关系。并用CO2/H2还原红土镍矿,得到的实验数据与理论值进行了对比分析与讨论,热力学计算结果很好地解释了选择性还原红土镍矿时铁金属化无法避免的原因,并较好地预测了红土镍矿还原产物中铁含量随温度和气体组分的变化趋势。     

铁酸钠对含铁矿物碳热还原过程铁粒形成的影响

通过热力学计算、动力学试验以及还原产物微观形貌扫描电镜分析,研究Na_2O·Fe_2O_3在Fe_2O_3/MgFe_2O_4-Na_2CO_3-C还原体系中的作用。结果表明:在该体系中,Na_2CO_3与Fe_2O_3或MgFe_2O_4快速反应生成更易被碳还原的Na_2O·Fe_2O_3,从而降低还原反应的起始温度,并加速反应的进行;Na_2O·Fe_2O_3还能促进含铁矿物碳热还原过程中铁晶粒的长大,有利于后续铁矿物的磁选分离。     

低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选试验研究

近年来,随着高品位硫化镍矿的枯竭及国内不锈钢产业的快速发展,低品位红土镍矿已经成为生产镍铁产品的主要原料.为了解决红土镍矿的合理利用问题,以红土镍矿为原料,煤粉为还原剂,采用直接还原法将矿石中的镍还原成了金属镍,经磁选分离使镍得到富集.考察了还原温度,还原时间,原料粒度,配煤量对镍回收率的影响.通过试验得出的最佳工艺条件为:原料粒度-0.074 mm、配煤量4％、还原剂粒度0.177～0.25 mm、还原温度1200℃、还原时间90min;得到的焙烧产物细磨至-0.048 mm,并在0.4T的磁场强度下扫选.在0.1T精选后,镍的品位为6.4％,镍的回收率为90％.     

硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿中铝铁分离作用的差异

研究硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿石还原焙烧铝铁分离作用机理的差异。结果表明:硫酸钠或碳酸钠均可显著改善高铝铁矿石的还原效果,添加硫酸钠可获得较好的铝铁分离效果,添加碳酸钠可获得较高的铁回收率。碳酸钠作用下,铁晶粒较小且与脉石矿物结合;而硫酸钠作用下金属铁颗粒长大,与脉石矿物界限分明,解离性能好,后者有利于铝铁分离。硫酸钠存在的还原体系形成新生相S、Na2S和FeS,在体系内以液相存在,为Fe2+离子的扩散提供液相环境,降低了Fe2+离子迁移的势垒,有利于Fe2+离子的扩散,从而为铁晶粒和铝硅酸钠的聚集提供有利途径;而碳酸钠存在的还原体系没有液相生成,Fe2+离子的迁移只能通过固相扩散进行,迁移阻力大,因此,铁晶粒与脉石矿物的界限不及添加硫酸钠时的分明。     

钠化还原法处理高铝褐铁矿新工艺

开发一种处理高铝褐铁矿的新工艺。采用钠化还原-磁选法对一种铁品位为48.92%(质量分数)、Al2O3含量为8.16%(质量分数)的高铝褐铁矿进行铝铁分离研究。结果表明:当硫酸钠添加量为12%(质量分数),还原焙烧温度为1050℃,焙烧时间为60min时,焙烧产物磨至粒度小于0.074mm的占98%;在磁场强度为0.675T的条件下,可获得铁品位91.00%,Al2O3含量1.36%的金属铁粉,铁的回收率为91.58%,铝的脱除率为90.47%。XRD研究结果表明,在钠盐焙烧过程中,铁氧化物被还原成金属铁,大部分铝、硅矿物与硫酸钠反应生成非磁性物质铝硅酸钠,经磁选后进入非磁性物,从而实现铝铁的高效分离。     

CO还原焙烧铁酸锌的选择性分解行为

为了将锌焙砂中铁酸锌选择性地分解为Zn O和Fe_3O_4,研究在CO还原焙烧过程中铁酸锌的分解行为。采用HSC和Factsage软件计算铁酸锌在CO还原气氛下分解的热力学基础,再通过回转窑焙烧试验考察还原焙烧条件对铁酸锌分解行为的影响。结果表明:在适宜的温度和气氛下锌焙砂中的铁酸锌能选择性转化为Zn O和Fe_3O_4,CO浓度、p(CO)/p(CO+CO_2)值、焙烧温度和时间是影响铁酸锌分解的主要因素,提高焙烧温度、延长时间、增加CO浓度和分压有利于铁酸锌的分解,也会促进Fe O的生成;在最佳条件下,铁酸锌的分解率近70%,且过还原不严重。经XRD和SEM/EDS分析,产物主要以Zn O、Fe_3O_4、Zn S和Zn_2Si O_4为主,且颗粒粒度较小、疏松多孔及互相包裹严重。     

高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂还原焙烧脱磷机理(英文)

高磷鲕状赤铁矿是一种典型的难处理铁矿石,采用常规的选矿方法难以得到较好的提铁降磷指标。采用添加脱磷剂还原焙烧,然后对焙烧产物进行两段磨矿磁选来处理此类矿石,获得了较好的选别指标。实验结果表明,铁的品位从43.65%(原矿)提高到90.23%(磁选精矿),磷含量从0.82%(原矿)降低到0.06%(磁选精矿),铁的回收率达到87%。采用XRD、SEM、EPMA等分析方法对焙烧产物进行脱磷机理研究。结果表明,在还原焙烧过程中,原矿中有20%的磷灰石生成单质磷随气体挥发,80%的磷灰石没有参与生成单质磷的反应,仍以磷灰石的物相存在于焙烧产物中,而通过磨矿磁选被脱除到尾矿中。磁选精矿中少量的磷以磷灰石的形态存在。在焙烧过程中,加入的脱磷剂与原矿中的脉石矿物(SiO2、Al2O3)反应生成铝硅酸钠,此反应部分破坏原矿的鲕状结构,充分改善焙烧产物中矿物的单体解离程度,有利于后续的磨矿磁选。     

高岭石与氧化铁在还原焙烧过程中的反应行为（英文）

铝硅酸盐矿物中氧化硅和氧化铝的预先分离对从高硅含铝物料中提取氧化铝具有重要意义。本文作者研究高岭石与氧化铁在还原焙烧过程中的反应行为。热力学计算以及还原焙烧实验结果表明,由氧化铁还原得到的氧化亚铁优先与高岭石中的氧化铝反应而生成铝酸亚铁;与此同时,高岭石中的氧化硅转变为石英固溶体或者方石英固溶体。在有足量碳粉存在的条件下,过量的氧化亚铁和氧化硅反应生成的硅酸亚铁随着焙烧温度的升高进一步还原成氧化硅和金属铁。然而,升高焙烧温度及降低Fe_2O_3/Al_2O_3的摩尔比均能促进莫来石的形成。控制高岭土、赤铁矿和煤灰中Fe_2O_3/Al_2O_3/C摩尔比为1.2:2.0:1.2,在1373 K下还原焙烧60 min即可实现高岭石完全转变为独立的氧化硅和铝酸亚铁。研究结果有望为铝硅酸盐矿物中氧化铝和氧化硅的综合利用提供新技术。     

低铁中等品位铝土矿生产氧化铝合理方案的商榷

低铁中等品位的铝土矿,是我国铝矿资源的特点.本文从氧化铝生产的化工原理——除铁脱硅入手,提出低铁中等品位铝土矿生产氧化铝的合理方案,推荐压力预脱硅、过量石灰拜耳法.试验表明,～4%Fe_2O_3,4～5A/S 的山西铝土矿,经1000±100℃焙烧,以含 Na_2CO_3的NaOH 溶液,在3kg/cm~2下浸出1 5分钟,精矿 A/S 可达12～13。精矿拜耳法溶出,发现在不平衡溶出,即赤泥 A/S=1.3～1.5条件下,石灰添加量由常规的4～5%,过量至15～20%.用210～300g/1Na_2C_K的循环碱液,在60～32kg/cm~2下压煮浸出,Al_2O_3溶出率为87.5%,化学碱耗16～38kg Na_2CO_3/t Al_2O_3,其赤泥成份为:SiO_2 Al_2O_3 CaO Na_2O N/S A/S%12.6 18.7 38.3 1.2～3.0 0.1～0.14 1.48～1.52     

煤种对高硅酸铁尾矿深度还原回收铁的影响

以含铁14.51%(质量分数)的铁尾矿为研究对象,采用煤基深度还原—磁选方法回收铁,研究并分析了焙烧过程中不同煤还原剂、助熔剂、焙烧温度以及焙烧时间对铁还原的影响规律。结果表明:对于铁尾矿深度还原,固定碳含量高且含有少量挥发份的煤效果较好;以无烟煤为还原剂,CaO为助熔剂,1300℃焙烧180 min,磁选得到铁产品中铁品位90.12%,铁回收率为72.21%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)分析了磁选铁产品中铁的存在形式,结果表明:铁尾矿深度还原过程中铁矿物大部分被还原成金属铁,仅有少部分矿物是金属铁被氧化的磁铁矿和石英,实现了铁尾矿中铁的还原和富集。