硫化焙烧锡铁矿脱锡

为实现锡铁矿的资源化利用,采用硫化焙烧法对其进行处理。以热力学分析为基础,结合实验研究对锡铁矿的硫化焙烧反应特征进行了探索。结果表明,较高焙烧温度下,锡硫化挥发物相主要是SnS和SnO,Sn和SnO2的挥发作用相对较小,同等条件下SnO比SnO2和Sn硫化反应趋势大。焙烧过程控制CO浓度低于22%且温度高于873 K时,SnO2可选择性还原成SnO;过程中,FeS2可分解为FeS和S2,S2的硫化作用大于FeS。锡铁矿硫化反应受S2、SO2及SnS的扩散速率控制,界面化学反应不起决定性作用。焙烧后铁物相由赤铁矿相转变成磁铁矿相,可采用磁选法回收其中铁资源,为高效回收锡铁矿中铁资源提供了一种新思路。     

锡铁矿硫化焙烧脱锡

在热力学分析的基础上,结合化学和XRD分析对锡铁矿硫化焙烧脱锡过程进行了研究. 结果表明,一定范围内提高焙烧温度和延长焙烧时间有利于锡铁矿脱锡,但焙烧温度高于1473 K时,物料中铁酸钙物相发生软熔,包裹未反应固体含锡颗粒,造成锡脱除率下降;黄铁矿和无烟煤用量增加时,脱锡率呈先增加后降低的趋势. 优化的脱锡工艺条件为：焙烧温度1473 K,焙烧时间60 min,黄铁矿添加量5%(w),无烟煤添加量5%(w),氮气流量15 L/h. 此条件下,物料锡含量由0.35%降至0.05%,脱锡率达85.71%,可高效脱除锡铁矿中的锡.     

硫铁矿磁性焙烧及磁选铁精矿的实践

硫铁矿磁性焙烧及磁选铁精矿的实践张述泉（福建省沙县化肥厂）我厂１９９１年４月与硫酸系统配套建成矿渣磁选铁精矿装置，为了降低矿渣残硫及提高矿渣中铁的回收率，对沸腾炉排出磁性矿渣进行了生产探索。一年多来的生产证明，只要严格配料，认真操作，就能在确保硫酸生...     

菱铁矿磁化焙烧与磁选分离制备铁精矿

对国内某地菱铁矿进行无还原剂全粒级磁化焙烧-磁选研究. 结果表明,菱铁矿在无还原剂条件下于800℃焙烧15 min,所得焙烧矿在磨矿粒度小于0.074 mm占90%、磁场强度0.10 T条件下磁选,得到铁品位63.15%、铁回收率92.52%的铁精矿. 磁选精矿中的锰、镁和部分钙与铁元素以类质同像共存.     

DZ系列焙烧转炉在硫化碱生产中的应用

ＤＺ系列焙烧转炉生产能力在千吨左右。它们特点是投资少、能耗低、操作稳定、产品质量好。深受小碱厂的欢迎     

含锡基聚硅氧烷的合成研究

利用羧基聚硅氧烷和三丁基锡醚的酯化反应，含氢聚硅氧烷和三丁基锡丙烯酸酯的硅氢化反应以及羟基聚硅氧烷和三丁基锡丙烯酸酯的自由基接枝反应制得可在海洋防污涂料上应用的含锡基聚硅氧烷。     

鳞片状硫化锡合成机理及生产工艺研究

金粉漆存在易氧化,耐候性、耐酸碱性和耐热性差的缺点,采用鳞片状硫化锡为原料可克服上述缺点。对鳞片状硫化锡的合成及机理进行了研究,得出其适宜的生产条件,并对产品进行了物性表征     

硫化锡钾的制备及其对Co2 选择性吸附

以碳酸钾、锡粉、硫粉为原料,用水热法合成了硫化锡钾(KSnS),利用SEM、XRD、XPS等对KSn S的形貌和组成进行了表征分析。并通过静态吸附实验分别考察了接触时间、pH、共存离子和Co~(2+)初始浓度对KSnS吸附Co~(2+)效果的影响。结果表明:KSnS对Co~(2+)的吸附平衡时间约为25 min,饱和吸附容量为149 mg/g。当Co~(2+)初始质量浓度为5 mg/L、液固比为2500 mL/g时,KSnS对Co~(2+)的分配系数可达到6.5×10~5 m L/g,去除率为99.84%。当溶液为中性时,KSnS的吸附性能最佳。KSnS对Co~(2+)有较高的选择性,当干扰离子质量浓度是Co~(2+)的100倍时,KSnS对Co~(2+)的去除率仍能达到92%以上。KSnS对Co~(2+)的吸附动力学行为可用准二级动力学方程描述,吸附过程属于化学吸附。通过Weber-Morris模型和Boyd模型分析可知,液膜扩散过程是主导吸附速率的步骤。     

微山稀土精矿经固氟后采用氯化铵法回收稀土

微山稀土精矿经固氟后，采用氯化铵法回收稀土. 通过单因素条件实验确定了矿物固氟和氯化焙烧的较宜条件：固氟温度为550℃，固氟剂用量与精矿质量比为1:20，固氟焙烧时间50 min; 氯化剂用量与精矿质量比为1.2:1，氯化焙烧温度480℃，氯化时间60 min. 在较宜条件下，稀土的浸出回收率在87.8%以上. 利用X射线衍射探讨了固氟过程中可能发生的反应.     

谈谈两段焙烧法预处理高硫砷难浸金精矿

简述焙烧氧化法用于难处理金矿的优越性及其在国内外的应用概况,指出应用两段焙烧法处理含砷硫金矿是必要的。阐述两段焙烧法的基本原理,工艺流程,并介绍进料、焙烧、烟气净化处理等主要作业的实际控制和操作方法,列举出国内外三厂的生产实例。介绍目前我国应用两段焙烧法存在的问题及改进措施。     

添加剂对铁精矿制备还原铁粉的影响

以铁品位70.25%、SiO2含量1.86%的铁精矿为原料,探究添加剂（CaO、Na2CO3、Na2SO4）对铁精矿制备还原铁粉的影响。采用热力学计算对添加剂与硅酸亚铁（Fe2SiO4）的反应进行了分析,其中CaO与Fe2SiO4反应的热力学条件最佳,反应起始温度最低为650 K。随后在1423 K下,研究了添加剂对碳-氢两步法还原铁精矿的影响。添加Na2CO3效果最佳,铁精矿粉经两步法还原、磁选后,所得产物中的T. Fe含量高达98.32%,SiO2含量低至0.93%;而添加CaO的产物中的T. Fe含量为93.27%,SiO2为1.65%。添加CaO可以抑制Fe2SiO4的生成,但由于金属铁将Ca与Si形成的新相（3CaO?SiO2）包裹在中心,使其通过磁选难以去除。     

鲕状赤铁矿磁化焙烧-磁选过程研究

以鄂西某鲕状赤铁矿为研究对象,考察了焙烧时间对其磁化焙烧与磁选过程、相态转化及焙烧变化规律的影响. 结果表明,含铁鲕粒多数由赤铁矿内核与致密同心外壳及其中间夹带的脉石矿物构成;含铁(TFe) 49.02%的鲕状赤铁矿在800℃下磁化焙烧60 min后再用磁选管分选,获得含铁56.34%、铁回收率为88.05%的较好结果,焙烧时间对磁化焙烧影响显著. 磁化焙烧过程仅改变铁相,而鲕粒结构未变;磁化还原由表及里受扩散作用控制,还原程度随焙烧时间延长逐步增加. 800℃下焙烧时间小于30 min时,极少过还原生成FeO,之后则有少量FeO生成,较少形成Fe2SiO4;含磷与含硅矿物均有相变,但转变时间不同.     

由高铁低锌萃铟废水制备锌精矿和铁红

控制pH值,对高铁低锌萃铟废水加入硫精矿直接制备锌精矿和铁红进行了研究. 分析了反应机理,考察了不同硫化物对锌的回收效果,探讨了超声波辅助硫精矿制备锌精矿和高纯铁红的工艺条件,并利用SEM对锌精矿粒度和形貌进行表征. 在萃铟废水中含铁60.47 g/L、锌28.65 g/L时,在常温下调节pH值为2,加入-0.074 mm硫精矿,超声处理50 min的实验条件下,制得了含锌50.36%的锌精矿产品,锌回收率达95.29%,锌含量和回收率分别比未经超声处理提高了18.52%和23.67%. 制得的高纯铁红符合国家SJ/T10383-93标准一等品的要求,铁回收率为92%.     

Optimal Recovery of Iron Values from a Low Grade Iron Ore using Reduction Roasting and Magnetic Separation

A low grade iron ore containing 51.6% Fe, 17.6% SiO₂, 4.3% Al₂O₃, and 3.8% LOI was subjected to reduction roasting followed by low intensity magnetic separation studies. The phase transformation of hematite into magnetite and fayalite due to reduction roasting was investigated using reflected microscope and X-ray diffraction (XRD) techniques. The effects of reduction variables such as reduction time (40?175 min), temperature (750?1000°C), and reductant dosage (3?11%) using activated charcoal were studied. The process was optimized by using central composite rotatable design (CCRD) and response surface methodology. Iron grade from 59?66% with recovery of 9.5?87% was achieved using CCRD experiments. Model equations were developed both for Fe grade and recovery and then optimized within the bounds of experimental conditions. The program predicted 63.3% Fe with 79% recovery with the following optimum conditions: temperature: 950°C, time: 53.04 min, and reductant: 3%.     

电炉钛渣碱浸除硅、铝与碱浸渣的预氧化焙烧动力学

采用碱浸除杂-预氧化焙烧-活化改性-高压酸浸工艺处理云南地区电炉钛渣,制备高品位人造金红石. 研究了电炉钛渣碱浸除硅、铝的机理,考察了搅拌速率、粒度、温度、NaOH浓度、液固质量比、浸出碱试剂单因素对浸出率的影响,SiO2与Al2O3浸出率高达75%和50%;正交实验结果表明,NaOH浓度为1.5 mol/L、液固质量比为8、温度为沸腾温度(92.7℃)、浸出时间为1 h的条件下,浸出效果较理想;通过碱浸渣预氧化,有60%的TiO2以金红石形态析出,且在低于700℃下过程受界面化学反应控制,扩散较快,表观活化能为31 kJ/mol/, 850℃下过程受扩散控制,随空气流量增大氧化率提高.