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。     

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。     

铜渣中铁组分的直接还原与磁选回收

以褐煤为还原剂,采用直接还原-磁选方法对含铁39.96%(质量分数)的水淬铜渣进行回收铁的研究.在原料分析和机理探讨基础上,提出影响铜渣中铁回收效果的主要工艺参数,并进行试验确定.结果表明:在铜渣、褐煤和CaO质量比为100:30:10,还原温度为1 250℃,焙烧时间为50 min,再磨细至85%的焙烧产物粒径小于43μm的最佳条件下,可获得铁品位为92.05%、回收率为81.01%的直接还原铁粉;经直接还原后,铜渣中的铁橄榄石及磁铁矿已转变成金属铁,所得金属铁颗粒的粒度多数在30 μm以上,且与渣相呈现物理镶嵌关系,易于通过磨矿实现金属铁的单体解离,从而用磁选方法回收其中的金属铁.     

高铬型钒钛磁铁精矿煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬的行为（英文）

高铬型钒钛磁铁精矿的煤基直接还原过程中·V2O3和FeO·Cr2O3的还原行为对其高效综合利用产生决定性的影响。采用XRD、SEM及EDS等手段对直接还原产物进行分析,分别考察碳铁摩尔比和温度对煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬行为的影响。结果表明:当碳铁摩尔比(n(C)/n(Fe))从0.8增大到1.4时,V和Cr的回收率分别从10.0%和9.6%增大到45.3%和74.3%。当n(C)/n(Fe)为0.8时,在1100~1250°C的温度范围内,V和Cr的回收率始终低于10.0%;而当n(C)/n(Fe)为1.2时,随着温度从1100°C升高到1250°C,V和Cr的回收率分别从17.8%和33.8%增大到42.4%和76.0%。当n(C)/n(Fe)低于0.8时,由于含碳还原剂的量不足,绝大多数FeO·V2O3和FeO·Cr2O3不能被还原成碳化物,且温度(1100~1250°C)对其还原行为的影响甚微。在更高的n(C)/n(Fe)下,由于含碳还原剂的量充足,FeO·V2O3和FeO·Cr2O3的还原率大幅提高,且更高的温度能有效地促进碳化物的生成。新生成的碳化物溶解在γ(FCC)相中,并在磁选过程中与金属铁同时回收。     

不锈钢电弧炉粉尘直接还原回收工艺研究

电弧炉粉尘巳被列为有害废物，直接还原回收粉尘中有价金属不仅可保护环境，而且可充分利用宝贵的金属资源。采用中频感应电炉模拟电弧炉冶炼工艺进行了A、B、C和D系列实验研究。通过气体成分的检测、钢锭和炉渣的成分分析，了解工艺参数对还原过程的影响，认为电弧炉粉尘直接还原回收工艺切实可行，不影响钢产品质量，为该新工艺的生产实践提供了依据。     

攀枝花钛精矿制取富钛料补充试验研究

以攀枝花微细粒级钛精矿为原料 ,云南吕合煤为还原剂 ,采用新型粘结剂、添加剂 ,应用预热球团和回转窑直接还原技术 ,得到的钛精矿金属化球团经破碎、磨矿、磁选后 ,可分离出Ti O2 >74 %的富钛料     

焙烧-凝聚-磁选工艺回收云锡脉锡型尾矿中的锡和铁

研究云南锡业公司（云锡）脉锡型尾矿粗粒部分的工艺矿物学特性;开发焙烧-凝聚-磁选回收锡和铁的短流程新工艺;采用SEM、XRD和EDS等技术对原矿和焙砂的微观结构及矿物组成进行表征,分析锡铁矿物与脉石矿物及锡石与铁矿物的分离机理.结果表明:锡主要呈微细粒嵌布于或以类质同象的形式存在于铁矿物中,少量锡嵌布于脉石矿物中,采用常规重选、浮选和磁选等工艺不能有效地分离锡铁矿物和脉石矿物及综合回收锡和铁;采用焙烧-凝聚-磁选新工艺,当焙烧温度为898 K、还原剂3用量为5％（质量分数）、焙烧时间为40 min和凝聚剂用量为6 kg/t时,可获得品位和回收率分别为66.58％和86.16％的铁精矿以及4.56％和63.80％的锡精矿,实现了锡铁矿物与脉石矿物的高效分离及锡和铁的同步回收.     

钛精矿碳热还原制备碳氮化钛的研究

以钛精矿和石墨为原料,在氮气气氛下通过碳热还原法制备出碳氮化钛(Ti CN)粉体。结合XRD、SEM、化学成分分析和TG-DSG综合热分析研究了配碳量及反应温度对钛精矿碳热还原进程的影响。研究结果表明,配碳量的增加影响逐级还原反应温度以及反应总失重,当配碳量达到23%时碳氮化钛产物中出现游离碳。钛精矿碳热还原过程中铁氧化物优先还原,钛氧化物经逐级还原形成Ti CN,还原顺序为Ti O2→Ti4O7→Ti3O5→Ti N→Ti(C,N,O)→Ti CN。得到的碳氮化钛粉体呈微米级不规则形状。     

内蒙古铁锡矿选厂同步尾矿回收工艺研究

针对内蒙古某铁锡矿选厂同步尾矿的特性,根据选矿试验的成果,提出了砂泥分选、集中脱杂、简化粗选及强化精选的新工艺,并对设备选型进行优化比较。生产实践表明,该尾矿回收工艺,可产出含锡35％～40％,回收率15％的锡精矿,含锡4％～5％,回收率10％的锡富中矿,基本达到了设计要求。     

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％.     

选钛尾矿制备钒钛搪瓷及性能研究

目的研究攀枝花选钛尾矿制备出钒钛搪瓷的表面形貌、密着性能及在质量分数为30%H_2SO_4溶液中的耐酸腐蚀性能。方法将选钛尾矿煅烧或制备成V_2O_5助剂后,分别加入到搪瓷原料中,经熔融淬化,制备出搪瓷釉料,釉料制浆涂覆在脱碳热处理后的Q235碳钢表面,经850℃搪烧制备出钒钛搪瓷涂层,并通过XRD、SEM及EDS研究其涂层的表面形貌、密着性能及耐酸性能。结果在搪瓷原料中直接加入煅烧选钛尾矿的质量分数高于8.4%时,制备出的搪瓷涂层表面存在明显的气泡,瓷釉面不细腻、光泽度低、耐酸性能不足,而在搪瓷釉料中添加V_2O_5质量分数为3.5%~5%的助剂时,制备的搪瓷涂层密着性能、釉面光泽度及化学耐酸性能显著提高。结论将选钛尾矿制成V_2O_5助剂添加釉料中制备的搪瓷涂层界面易形成Fe-V过渡层,利于提高搪瓷的密着性能。在酸溶液中,瓷釉面形成含有SiO_2的保护膜,进一步阻止被酸腐蚀,提高了耐酸性能。     

某铁尾矿黑云母综合回收新工艺

某铁尾矿黑云母含量7.20%,采取浮选法和磁选法均无法达到工业应用价值,经过对黑云母物理性质的分析和大量的试验,采用磨矿与重选耦合的工艺流程:选择性磨矿-摇床粗选-筛分精选流程。试验最终结果为:精矿云母含量96.2%,精矿产率3.96%,回收率52.2%。达到了综合回收利用的目的。     

梯度磁选-涡流还原法制备钛硅铁合金

针对低品位含钛多金属矿储量巨大无法直接利用的现状,提出了梯度磁选-涡流还原法制备钛硅铁合金新工艺.先通过弱磁选处理低品位含钛多金属矿,得到弱磁铁精粉产品,弱磁尾矿经中磁选得到中磁含钛精矿.对中磁含钛精矿进行涡流熔融还原,得到钛硅铁合金.结果表明,铁能有效降低二氧化硅的还原温度.二氧化钛的直接碳热还原限制环节是低价钛氧化...     

硫化锌精矿直接还原蒸馏的热力学分析

对硫化锌精矿直接还原蒸馏涉及的一些重要热力学问题进行了分析、探讨。从热力学角度来看,添加石灰或石灰石的硫化锌精矿直接还原蒸馏在1300～1400 K 是易于实现的,锌的还原挥发率和硫的固定率均几乎达到100%。分别绘制了 ZnS-CaO-C 三组元系在1300K 和1400K 的热力学状态图,并根据状态图推荐了硫化锌精矿直接还原蒸馏的实际过程中易于控制的气氛条件。     

磁选厂尾矿回收二氧化钛的研究

通过对哈密某钛铁矿选厂－段磁选尾矿性质研究和镜下鉴定,尾矿中二氧化钛的品位为17．87％,钛呈单体和连生体存在,试验矿样取自某磁选厂的一段磁选尾矿,用螺旋溜槽、强磁丢尾,分别进行了粗选试验,二种方法均能使钛得到富集,确定采用强磁丢尾粗选。浮选精选流程富集钛,实验结果表明,可得到品位为47．13％,产率可达19．14％。     

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。     

添加剂Na2CO3对钛精矿碳热还原的影响

研究添加不同含量的Na2CO3对钛精矿强化还原机理和动力学的影响,以不同的升温速率进行还原过程,并采用Starink方法研究其动力学.结果表明:Na2CO3的加入强化还原效果,并通过以反应物的形式增加其活性来降低还原反应的初始温度和表观活化能;然而,Na2CO3的加入会形成熔融相恶化还原后期的动力学条件,从而降低还原后...     

柞水某地铁尾矿品位偏高机制工艺矿物学研究

采用磁选法分选柞水某地铁矿石,随着铁矿石品位逐年降低,入选矿石性质的变化,导致铁尾矿品位偏高。取最终尾矿样品,借助化学多元素分析、X射线衍射分析、铁化学物相分析、粒度分析以及单体解离度分析研究此尾矿的主要组分含量、矿物组成、铁存在的物相及含量、粒度组成及金属分布率和铁矿物的单体解离度。研究结果表明,一些没有完全单体解离的粗粒铁矿物进入尾矿中,造成此尾铁品位偏高。在磁选之前加入细筛再磨工艺,减少磁性夹杂;磁选尾矿返回磨矿作业,进行再磨再选,从而降低尾矿铁品位,提高分选指标。