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。     

高铝褐铁矿铝铁分离新工艺及其机理

系统地研究高铝褐铁矿工艺矿物学特性,开发钠盐焙烧-溶出铝铁分离新工艺,运用XRD和SEM等分析铝铁的分离机理.结果表明:铝主要呈微细颗粒嵌布于褐铁矿中或以类质同象形式存在于针铁矿物中,采用常规的磁选、浮选和磁化焙烧等工艺不能有效地分离铝铁;采用钠盐焙烧-溶出铝铁分离新工艺,当焙烧温度为1 000℃,焙烧时间为10 min,Na2CO3质量分数为14.0%时,可制备全铁品位63.21%,Al2O3含量为2.13%的铁精矿,有效实现铝铁分离;原矿中的铝经钠盐焙烧后转变为铝硅酸钠、铝酸钠、α-Al2O3:铝酸钠、铝硅酸钠经溶出后被脱除,残留在铁精矿中的铝主要为呈微细粒嵌布在铁矿物中的α-Al2O3.     

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。     

硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿钠化还原动力学规律的影响

采用纯物质试验、等温还原法和微观结构分析法研究硫酸钠和碳酸钠对高铝铁矿钠化还原动力学规律的影响。结果表明:铁-铝-硅氧化物体系添加钠盐还原焙烧时,铁氧化物的还原转变规律为Fe3+→Fe O→Fe,其中在还原初期30 min以内,添加硫酸钠时,铁氧化物的还原较添加碳酸钠的要快。硫酸钠和碳酸钠均能显著提高高铝铁矿的金属化率和还原度,加快还原反应速率,在还原初期30 min以内,不添加钠盐时还原反应速率常数为2.31,添加碳酸钠时升高到3.34,添加硫酸钠时达到3.92。高铝铁矿石还原初期(15 min以内),以硫酸钠为添加剂,球团内部金属铁晶粒明显,铁晶粒粒径范围为1~10μm;以碳酸钠为添加剂,球团内部金属铁晶粒几乎不可见,边缘可见铁晶粒与脉石成分连生。     

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。     

煤泥对浸锌渣的直接还原作用

以煤泥为新型还原剂,探索了煤泥用量、Ca O与Si O2摩尔比、焙烧温度以及焙烧时间等工艺参数对浸锌渣中铅、锌、铁化合物直接还原的影响,分析不同直接还原温度下还原产物,即焙砂中所含矿物的种类及铁的存在物相,观察最佳还原条件下焙砂中铁颗粒的形貌,最后进行了焙砂的磨矿-磁选试验。结果表明:在煤泥用量45%、Ca O与Si O2摩尔比1.2、经1250℃直接还原90 min后,浸锌渣中锌和铅的挥发率分别达到96.69%和97.65%,焙砂中铁的金属化率达到97.78%。铁在焙砂中主要以金属铁颗粒的形式存在,其嵌布粒度多数2 0μm,金属铁颗粒与渣相界面分明,表明可通过磨矿实现单体解离。采用二段磨矿-磁选流程,可同时获得含铁90.80%的金属铁粉和含铁65%的铁精矿,铁的总回收率为81.19%。由此证明煤泥是一种还原效果优良的浸锌渣还原剂。     

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。     

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。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

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.