印尼某海滨砂矿精矿直接还原-磨矿-磁选提铁试验研究

采用直接还原技术研究了印尼某海滨砂矿弱磁选精矿的综合利用, 考察了助还原剂NCP用量、还原剂烟煤用量、还原温度、还原时间等条件对铁还原效果的影响。结果表明: 在NCP用量 7.5%, 烟煤用量17.5%, 还原温度1 150 ℃, 还原时间90 min的条件下进行直接还原, 再经磨矿-弱磁选所得的粉末铁精矿TFe品位可达91.06%, 回收率达97.27%, 同时得到富钒钛渣, 为进一步利用钒和钛创造了条件。     

石油焦还原焙烧进口软锰矿的工艺研究

对某含锰40.73%的进口软锰矿进行了还原焙烧-硫酸常温浸出试验研究。开展了还原焙烧温度、焙烧时间、还原剂(石油焦)用量条件试验,确定最佳还原焙烧工艺条件为:焙烧温度900℃、焙烧时间60 min、石油焦用量15%,此条件下焙烧获得的焙烧矿经硫酸常温浸出,可获得锰浸出率95.61%的良好指标,为进口软锰矿的有效湿法利用提供了技术支持。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

直流电弧炉制备金属砷试验研究

采用直流电弧炉碳热还原三氧化二砷制备金属砷,原料三氧化二砷的纯度为98%。考察了炉盖温度、冷凝器温度以及还原剂的用量的影响因素。在试验条件:炉盖温度550～600℃,冷凝温度450℃±10℃,每小时进料2.5 kg的条件下,得到了纯度>95%的金属砷。分析了采用直流电弧炉碳热还原三氧化二砷能够得到金属砷,但金属砷纯度达不到99%以上的原因,提出了下一步试验的改进方向。     

褐铁矿碳热还原制备硫化零价铁及其降解甲基橙废水研究

本文以褐铁矿和硫磺为原料,通过碳热还原法制备硫化零价铁(S-ZVI),并将其用于降解甲基橙废水。考察了制备条件对S-ZVI性能的影响,结果表明,在硫磺用量为3%、焙烧温度为1000 ℃、煤用量为25%、焙烧时间为60 min条件下制备的S-ZVI对甲基橙的降解性能最佳。对最佳条件制备的S-ZVI进行X射线衍射、扫描电子显微镜和能谱分析,结果显示,S-ZVI颗粒呈核壳结构负载于石英表面,粒度主要分布在200~400 nm。研究了反应条件对S-ZVI降解甲基橙的影响,结果表明,增加S-ZVI的用量和降低废水初始pH,均能提高甲基橙的降解率。在S-ZVI用量为2.5 g/L、废水温度为30°C、初始pH为7.18、甲基橙浓度为600 mg/L的条件下,反应60 min后S-ZVI对甲基橙的去除容量达486.53 mg/g。机理分析表明,S-ZVI与甲基橙溶液发生氧化还原反应,S-ZVI中的ZVI部分被氧化为磁铁矿,甲基橙分子的偶氮键被破坏,生成磺胺酸。     

原矿粒度对鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙烧同步脱磷 的影响研究

为探究不同粒度(-13 mm、-8 mm、-2 mm)的鄂西高磷鲕状赤铁矿直接还原焙焙烧同步脱磷效果, 进行了直接还原焙烧-磁选试验研究, 考察了焙烧时间、焙烧温度、还原剂用量以及脱磷剂用量对直接还原效果的影响。结果表明: 直接还原焙烧较大粒度的高磷鲕状赤铁矿是可行的, 随着粒度的增大, 铁的品位并没有下降, 但是回收率有所下降, 而且达到最佳条件所需的温度提高、焙烧时间延长、还原剂用量减少、脱磷剂A的用量增加、脱磷剂B的用量变化不大。-13 mm粒度原矿直接还原焙烧-磁选在最佳条件下可得到铁品位93.39%, 铁回收率83.58%, 磷含量0.094%的直接还原铁。     

膨润土负载氮掺杂TiO2光催化剂制备及性能研究

以钛酸四丁酯和氨水为原料,膨润土为载体,采用溶胶-凝胶法制备了膨润土负载掺氮TiO2光催化剂.并利用IR对光催化剂组织结构进行袁征.在可见光下考察了焙烧温度、光催化时间、光催化剂用量、酸度等因素对光催化剂降解亚甲基蓝废水性能的影响.实验结果表明:450℃下焙烧所得的催化剂,用量为1.2 g/L,在碱性条件下常温光照20...     

铜渣改性制备多孔硅酸盐负载微纳米零价铁及其去除废水中的Cr(VI)

本研究以铜渣为原料,通过碳热还原法制备多孔硅酸盐负载型微纳米铁（简称微纳米铁）,用于去除废水中的Cr（VI）。研究了微纳米铁的制备条件和废水降解条件对去除Cr（VI）的影响,并探究了相关的反应机理。结果表明,在焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为40 min、煤用量为25%的条件下制备的微纳米铁去除Cr（VI）的效率最高。扫描电子显微镜和能谱分析表明,铜渣还原焙烧后形成多孔结构,硅酸盐孔洞表面镶嵌大量纳米级至微米级零价铁颗粒。增加微纳米铁的用量、提高废水温度和降低溶液的初始pH值,可以提高Cr（VI）的去除率。在微纳米铁用量为1 g/L、废水温度为27℃、初始pH为3的条件下,处理浓度为10 mg/L的废水,反应2.5 min即可去除100%的Cr（VI）。机理分析表明,微纳米铁与Cr（VI）发生了氧化还原反应,Cr（VI）被还原生成Cr（Ⅲ）并被矿化为铬铁矿。      

冷却方式对焙烧矿中氧化亚铁含量的影响研究

针对难选氧化铁矿磁化焙烧矿中氧化亚铁含量差距较大的问题,进行了不同冷却条件对焙烧矿中的氧化亚铁含量影响的研究。在相同焙烧温度及焙烧时间条件下,试验获得的不同冷却方式下焙烧矿中氧化铁含量的平均值为:水中冷却11.52%自然冷却11.00%空气中冷却5.60%。试验表明:冷却气氛是影响焙烧矿中氧化亚铁含量的直接原因;焙烧矿冷却过程中,还原气氛使焙烧矿进一步被还原增加氧化亚铁含量或保持不变,氧化气氛使磁铁矿再一次被氧化降低焙烧矿中的氧化亚铁含量。     

内配碳固态还原钒钛磁铁矿试验研究

对内配碳-电炉固态还原-球磨-强磁选-尾矿酸化氧化浸出五氧化二钒工艺进行了研究, 讨论了不同的还原剂以及还原剂用量、还原温度、还原时间等因素对固态还原钒钛磁铁矿的影响。研究结果表明, 最佳的工艺参数为: 有机粘结剂用量为2%、无烟煤还原剂用量为矿量的30%、还原时间60 min、还原反应温度1200 ℃、磁选场强0.12 T、磁选尾渣浸出硫酸浓度为25%、液固比4∶1、氯酸钠氧化剂用量为尾矿质量的5%、浸出温度为常温、浸出时间180 min。此条件下, 磁选铁精矿经800 ℃氢还原30 min后, 所得铁粉金属铁品位大于96%, 达到化工铁粉质量要求。磁选尾渣经氧化浸出后, 溶液中五氧化二钒的浸出率大于76%, 浸出渣即钛精矿品位大于37%。     

碳热还原法从铜渣中回收铁钼合金

湖北某铜冶炼厂电炉渣浮选铜后的尾渣,Fe品位为35.37%,Mo品位为0.30%,其中铁主要以磁铁矿和铁橄榄石形式存在,钼存在形式复杂,以氧化物为主,同时与铜渣中Si、Fe等之间形成化学键。若采用 直接磁选回收铁,常规浮选回收钼,铁与钼均不能被有效回收。为使铜渣中的铁与钼资源可最大化回收再利用,以煤粉作还原剂,氧化钙与氧化铝作造渣剂,采用熔融直接还原工艺制备铁钼合金,从而一并回收铜渣 中的铁和钼。探讨了还原温度、还原时间、煤粉用量、氧化钙用量、氧化铝用量等因素对Fe、Mo在合金中的回收率及品位的影响。结果表明在还原温度1 400 ℃、还原时间60 min、煤粉用量、氧化钙用量、氧化铝用 量分别是铜渣量的20%、20%、10%等优化条件下,Fe、Mo在合金中回收率分别为89.03%、98.44%,品位分别为91.70%、0.86%。     

高铁煤泥作还原剂直接还原褐铁矿研究

以高铁煤泥为新型还原剂, 直接还原褐铁矿。通过与无烟煤对比, 探索了还原剂用量、还原温度和还原时间对褐铁矿直接还原的影响。采用X射线衍射(XRD)和扫描电镜(SEM)等手段, 研究了褐铁矿原矿及其煤泥球团在不同温度下的物相和形貌。结果表明：煤泥用量25%, 经1 200 ℃直接还原20 min后, 可得到金属化率 86.4%的金属化球团。在直接还原反应中, 不仅包括铁氧化物向金属铁的还原, 而且存在中间产物与脉石反应生成铁橄榄石和铁尖晶石再还原生成金属铁, 金属铁在产物中主要以金属铁颗粒的形式存在, 渣铁相界面分明, 最佳状况下渣相中检测不到铁氧化物, 煤泥中的铁氧化物随反应的进行被还原为金属铁, 一定程度上提高了球团金属化率。     

硫酸盐体系中水热法分离锌铁及制备软磁铁氧体用氧化铁粉

为了综合利用传统湿法炼锌工艺中铁资源, 研究了硫酸盐体系中水热法分离锌铁工艺。结果表明, 在210 ℃、2 h、H₂O₂用量为理论量1.8倍、搅拌速度800 r/min及不添加晶种的优化条件下, 可实现铁-锌的有效分离, 渣计及液计沉Fe率分别为85.05%和90.73%, 与铁离子结合的硫酸根可再生为硫酸返回使用。所得赤铁矿粉经洗涤和煅烧预处理脱杂后符合YHT3级别的软磁铁氧体用铁红标准, 适合制备低功耗锰锌软磁铁氧体材料。     

高铬钛铁矿还原熔炼实验研究

以低钛高铬钛铁矿为原料生产高品位钛渣,研究了还原工艺、还原剂用量、添加剂用量等对钛铁矿还原的影响。实验结果表明,以冶金焦为还原剂,采用两段还原工艺,低温段1 300℃下进行铁还原,高温段1 750℃下进行铬还原,冶金焦用量为理论量的1.21倍,添加剂碳酸钠用量为1%,还原得到的高钛渣中氧化铬含量0.75%,钛富集率达96.41%。     

湿法炼锌赤铁矿法沉铁渣水热除杂

湿法炼锌过程赤铁矿法沉铁渣可通过高温水热反应制备高附加值的氧化铁红.为揭示赤铁矿沉铁渣在高温水热转化过程中氧化铁、碱式硫酸铁、铁矾等的行为特点,采用热力学计算与试验研究相结合的方式,对高温水热反应过程中各物质的热稳定性进行研究.结果表明,在温度180～260℃下,铁矾和碱式硫酸铁的热稳定性差,氧化铁的热稳定性强,高温水...     

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。     

用水热法从硫铁矿烧渣制备氧化铁红

在硫铁矿烧渣与硫酸反应后的酸浸液中加入氨水,所得含Fe(OH)₃和Fe(OH)₂胶体的前驱物经水热反应可制备出氧化铁红。以广东某硫铁矿烧渣为原料,着重研究了采用该酸浸-水热法制备氧化铁红时酸浸后的适宜工艺条件,结果表明,在酸浸液总铁浓度为2.0 mol/L、水热反应温度为200 ℃、水热反应时间为0.5 h、酸浸液pH=8、酸浸液n(Fe²⁺)/n(Fe³⁺)=0.11时,可获得各项质量指标均达到国家标准一级品要求的氧化铁红产品,其主要物相为Fe₂O₃和FeO(OH),颗粒为大小均匀的假立方形,同时还可从水热反应产物的滤液中获得工业优等品硫酸铵。     

含锌电炉粉尘配碳选择性还原的实验研究

为实现含锌电炉粉尘选择性还原、有效分离铁和锌资源,采用热力学计算和实验研究相结合,分析电炉粉尘中主要物相的还原分解行为,研究配碳量、反应温度和反应时间对还原产物的影响。结果表明,含锌电炉粉尘配碳选择性还原为铁氧化物和ZnO是可行的;在582~940 ℃之间,可实现铁酸锌的有效分解、ZnO过还原的抑制;随着反应温度增加和反应时间延长,铁氧化物遵循逐级还原规律,配碳量对产物并未产生明显影响;当温度为950 ℃时,ZnO被还原为锌蒸气而挥发,导致产物中锌含量明显降低。在配碳量1/10、反应温度850 ℃、反应时间1 h的优化条件下,ZnFe₂O₄分解率约为70%。     

铜冶炼渣中铁的生物炭深度还原—磁选回收试验

铜冶炼渣中铁含量达30%~40%,但铁元素主要以铁橄榄石的形式存在,采用传统方法难以回收利用。以可再生生物炭为还原剂,通过深度还原—磁选回收铜冶炼渣中的铁,考察了还原条件对铜冶炼渣深度还原的影响。当还原温度为1 200 ℃、还原时间为75 min、CaO用量10%、碳氧摩尔比为1.5时,深度还原产品的金属化率达到86.83%,经过磨矿磁选可获得铁品位为62.84%、回收率为81.92%的磁选精矿。铜冶炼渣中主要含铁矿物有Fe2SiO4、Fe3O4及少量的Fe2O3,其还原过程为Fe2SiO4→FeO→Fe、Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,得到的金属铁逐渐聚集长大最终形成有利于磁选分离的金属铁颗粒。     

某高磷鲕状铁矿石气基直接还原-磁选提铁降磷研究

以国外某高磷鲕状铁矿石为原料, 研究了气基直接还原-磁选生产粉末还原铁工艺。考察了CaCO₃用量、还原温度、还原气体组成、还原气体总流量以及还原时间对提铁降磷的影响。结果表明, 该矿石通过气基直接还原提铁降磷是可行的, 在CaCO₃用量25%、还原温度1 200 ℃、还原时间90 min、H₂与CO流量比3∶1、还原气体总流量5 L/min条件下, 可获得铁品位、铁回收率以及磷含量分别为93.24%、92.83%以及0.085%的粉状还原铁。