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针对温石棉尾矿中提取MgO助剂消耗高、经济成本高等问题,采用浓硫酸和硫酸铵为混合酸性反应助剂,通过焙烧工艺提取温石棉尾矿中的MgO。优化工艺参数为:助剂中硫酸的摩尔比为80%;助剂(以SO42-计)与石棉尾矿(以MgO计)的摩尔比为1.2∶1;焙烧温度为350℃;保温时间为90 min,MgO的浸出率可达到83%~85%。适当增大酸性助剂中硫酸的摩尔比、助剂与温石棉尾矿物料比和温度可增大MgO提取率,而延长保温时间的效果不明显。TG-DSC与XRD分析表明,酸法焙烧温石棉尾矿反应过程主要分为3个阶段:第1阶段(136~253℃)纤蛇纹石与硫酸铵和硫酸反应生成中间产物(NH4)2Mg(SO4)2;第2阶段(253~324℃)残余的纤蛇纹石与(NH4)2Mg(SO4)2反应生成(NH4)2Mg2(SO4)3;第3阶段(324~400℃)(NH4)2Mg2(SO4)3分解,最终生成MgSO4。 相似文献
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本实验采用硫酸铵与石棉尾矿用高温炉焙烧的方法提取镁。首先利用差热-热重法分析石棉尾矿与硫酸铵混合物的热分解和化学反应的热效应,得出石棉尾矿与硫酸铵混合物在240~500℃下产生分解、失重。将石棉尾矿与硫酸铵混合均匀后在320℃、400℃和460℃下焙烧1h,用XRD分析焙烧产物,得出在320℃时石棉尾矿和硫酸铵反应主要生成(NH4)2Mg(SO4)2和(NH4)2Mg2(SO4)3;在400℃时主要生成(NH4)2Mg2(SO4)3;在460℃时主要生成MgSO4,由于吸水变为MgSO4.6H2O。研究了硫酸铵与石棉尾矿不同物质的量的配比、焙烧温度和焙烧时间对镁浸取率的影响,得出当硫酸铵与石棉尾矿物质的量之比为2∶1、焙烧温度为460℃、焙烧时间为60min时,镁的浸取率为83.1%。 相似文献
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印尼某高铁铝土矿原矿铁品位为 14.06%,铁矿物主要以赤(褐)铁矿形式存在,采用悬浮磁化焙烧—磁
选技术处理高铁铝土矿,并开展了系统的高铁铝土矿悬浮磁化焙烧试验研究。结果表明,悬浮磁化焙烧最佳条件为给
料粒度-0.074 mm占50%、焙烧温度600 ℃、焙烧时间20 min、CO浓度为20%、总气体流量500 mL/min,在此最佳条件下
进行悬浮磁化焙烧试验,焙烧产品在磁场强度为133.6 kA/m的条件下进行弱磁选,最终可获得Al2O3含量68.55%、回收
率为74.43%、铁去除率为65.63%的铝精矿。悬浮磁化焙烧技术实现铁铝高效分离,降低了原矿中铁品位和水分,大幅
度提高了高铁铝土矿的Al2O3含量,达到了除铁提铝的技术目标。 相似文献
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硫酸铵焙烧法提取粉煤灰中氧化铝的工艺技术研究 总被引:1,自引:0,他引:1
采用焙烧-酸浸取从粉煤灰中提取Al2O3.以硫酸铵为活化剂,在400℃下焙烧,使粉煤灰中的惰性Al2O3转变为活性硫酸铝铵(NH4Al(SO4)2),硫酸为溶出剂.探讨了焙烧温度、硫酸铵与粉煤灰混料比、酸浸反应时间、酸浸温度、硫酸质量分数及液固比等因素对粉煤友中Al2O3提取率的影响.结果表明,当焙烧温度为400~450℃,(NH-4)2SO4与Al2O3摩尔比为8时,粉煤灰中莫来石相完全消失;当(NH4)2SO4与Al2O3摩尔比为6,焙烧时间为120 min,硫酸质量分数为20%,浸取温度为80℃,溶出时间为2h,液固比为8mL/g时,粉煤灰中Al2O3提取率可达到78.86%. 相似文献
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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。 相似文献
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从低品位含铝矿石湿法处理过程综合回收铝,实现低品位含铝矿物的资源化或高值化利用具有重要的现实意义。以硫酸浸出低品位含铝锐钛矿原矿得到的高铝铁的浸出溶液为研究对象,采用硫酸铝铵结晶沉铝—树脂吸附除铁—焙烧联合工艺制备高纯Al2O3。结果表明,在铝离子初始浓度为0.70 mol/L、NH4+/Al3+摩尔比为1.2、结晶终点温度为20 ℃的条件下以300 r/min的速度搅拌30 min,获得晶体纯度为95.31%,铝的回收率达到88.19%,夹杂铁的含量为1.39%的NH4Al(SO4)2·12H2O粗产品。然后将NH4Al(SO4)2·12H2O粗产品通过两次重结晶和一次树脂吸附除铁,最终在1 300 ℃条件下焙烧得到纯度为99.99%的Al2O3。 相似文献
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中国铝土矿资源质量每况愈下,高品位铝土矿资源日渐枯竭,资源问题已成为中国铝工业发展的重要难题,而尚未得到工业规模开发利用的高硫高铁铝土矿属于难利用资源,具有巨大的潜在工业价值,对高硫高铁铝土矿开展脱硫除铁基础研究具有重要的理论与实际意义。本文针对广西高硫高铁铝土矿综合开发利用难题,采用“悬浮氧化焙烧-还原焙烧-磁选”工艺进行了系统的铝土矿脱硫除铁试验,并利用X射线衍射分析(XRD)、化学物相分析和X射线光电子能谱分析(XPS)等方法,研究了焙烧过程中矿物物相的转化。结果表明,矿物中主要含硫和含铁矿物为黄铁矿;采用“悬浮氧化焙烧-还原焙烧-磁选”工艺可同步实现硫元素的高效脱除和铁元素的富集分离;当悬浮氧化焙烧条件为焙烧温度700℃,焙烧时间40 min,O2浓度40%,总气量600 mL/min,可获得St为0.396%,脱硫率为98.10%的氧化焙烧产品。然后进行悬浮还原焙烧条件为焙烧温度550℃,焙烧时间20 min,CO浓度20%,总气量600 mL/min,磁场强度150 kA/m时,可获得TFe为54.79%的铁精矿和St为0.248%、TFe为4.37和Al2O3含量为75.27%的富铝矿。此技术大幅度提高了高硫高铁铝土矿的Al2O3含量,有利于后续铝土矿溶出,达到了脱硫除铁提铝的技术目标。该工艺为该类难选高硫高铁铝土矿资源的高效利用提供了一种新的技术途径。 相似文献
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针对山东某地铝土矿高铝、高铁、高硅、低铝硅比的特点,设计了一个综合利用矿石中铝、铁、硅的工艺流程。通过硫酸铵焙烧、水浸、过滤,矿石中的铝、铁等有价组元进入浸出液中,二氧化硅在渣中富集。利用不同金属离子的溶度积的差别,通过加入沉淀剂碳酸铵调节溶液pH值,滤液中的铁和铝分别以氢氧化铁和氢氧化铝的形式析出,再经高温煅烧得氧化铁和氧化铝粉体。氧化铁的回收率可达85%以上,氧化铝的回收率可达95%以上。硫酸铵低温焙烧铝土矿的工艺实现了铝、铁和硅的综合利用,整个流程无废物、废水和废气的排放。 相似文献
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高铁铝土矿属于难处理资源,具有广阔的开发利用前景,对高铁铝土矿开展铁铝分离基础研究工作,
具有重要的理论与现实意义。简述了近年来高铁铝土矿铁铝分离技术研究进展,将高铁铝土矿的资源化利用方法
大体归为物理选矿法、化学法、生物法等工艺,分别总结了以上工艺铁铝分离的基本原理和效果,并比较了不同技
术的优缺点。综合来看,物理法选别效果有限,生物法不适用于大规模工业生产。化学法中,碱法浸出先铝后铁流
程难以实现对铁矿物的回收,火法冶金先铁后铝工艺铁铝分离效果好,能实现铁铝矿物的综合利用,但难点在于成
本和能耗控制。结合最近几年的研究成果,提出了“高铁铝土矿悬浮焙烧—磁选—高铝铁精矿碳热还原”工艺技术
路线,以期为合理开发利用高铁铝土矿资源提供借鉴。 相似文献
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高铁铝土矿铝铁分离研究现状 总被引:1,自引:0,他引:1
介绍了我国高铁铝土矿的资源储量和分布。根据国内外对高铁铝土矿铝铁分离开展的研究,论述了选矿法、磁化焙烧法、直接还原法、拜耳法、酸法等工艺的研究现状。 相似文献
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高铁铝土矿的强化还原焙烧—磁选除铁 总被引:1,自引:1,他引:0
以高铁铝土矿为原料,在合适的温度和时间条件下利用铝土矿的煤基直接还原原理,研究Na_2CO_3和Ca F2对其中铁氧化物还原的影响,并考察磁场强度和物料粒径对磁选效果的影响。得出最佳工艺条件为反应时间为180 min,反应温度为1 150℃,还原剂投加量为25%;磁选粒度-75μm占80%,磁场强度为150 k A/m。添加3%Na_2CO_3和3%Ca F_2进行还原焙烧,磁选后铝精矿铝品位为58.8%,铁含量减少到4.0%,满足生产石油压裂支撑的原料要求。 相似文献
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高镁低品位软锰矿石传统的锰镁分离工艺均存在污染严重、锰镁离子分离效率低等问题。为了实现高镁低品位软锰矿的高效、低污染开发利用,以广西某高镁低品位软锰矿为原料,对采用酸化还原焙烧+尾气(SO2)还原软锰矿矿浆—还原产物合并浸出—浸出液除杂工艺制得的高纯Mn SO4与Mg SO4混合溶液,进行了NH4HCO3沉Mn2+(锰镁高效分离)工艺条件研究。结果表明,在NH4HCO3与Mn SO4物质的量之比为2.25,反应时间为60 min,反应温度为30℃,搅拌速度为120 r/min情况下,锰镁分离率可达96.96%。该锰镁分离工艺既解决了酸化还原焙烧尾气(SO2)的高效回收利用问题,又高效地实现了浸出液中锰镁离子的分离。 相似文献
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铁尾矿中富含铁、硅等有价元素,可作为制备功能性材料的原料。为考察硫酸焙烧法提取铁制备α-Fe2O3光催化剂的可能性,研究了焙烧过程中酸矿比、焙烧温度、焙烧时间对铁提取率的影响,得到适宜的焙烧条件为:酸矿比2∶1、焙烧温度280 ℃、焙烧时间2 h,此时铁的提取率为89.80%。焙烧熟料经浸出、过滤制得含铁的硫酸盐溶液,采用中和沉淀法制备含铁的前驱体,再经400 ℃煅烧2 h制得粒径为40~50 nm、分散性较好的α-Fe2O3光催化剂。α-Fe2O3光催化降解甲基橙时,暗反应20 min吸附率为56%,光催化120 min时的降解率可达99%,表明α-Fe2O3具有良好的光催化性能。该研究结果实现了铁尾矿中铁的综合利用,促进光催化剂的实用化。 相似文献