高磷鲕状赤褐铁矿离析焙烧提铁降磷研究

针对重庆桃花高磷鲕状赤褐铁矿中,有害元素P的质量分数较高为1.17%,有85.90%的P分布于褐铁矿中,其余以胶磷矿形式产出,提出了离析焙烧-弱磁选工艺实现提铁降磷.矿石与氯化剂、还原剂混匀后置入焙烧炉中进行离析焙烧,铁从弱磁性矿物转变为强磁性矿物后,焙烧矿采用弱磁选回收铁.结果表明:焙烧矿中产生了以磁铁矿(Fe3O4)、金属铁(Fe)为主的新矿相及少量的氧化亚铁(FeO)新矿相,实现了铁矿物与磷矿物的有效分离;在离析焙烧温度950℃、焦炭用量20%、废盐用量45%、离析焙烧时间60min、弱磁选磁场强度H=0.12T、弱磁选磨矿细度小于0.038mm占95%的综合工艺条件下,得到了Fe的质量分数为71.65%,P的质量分数为0.17%,Fe回收率为87.92%的铁精矿分选指标,提铁降磷效果显著.     

浸锌渣综合利用新工艺及镓的富集行为

研究了浸锌渣还原焙烧分选综合回收有价元素新工艺，并采用电子显微镜，能谱仪和扫描电镜等分析了还原焙烧渣中金属的性质。研究结果表明；当还原温度为1100℃,还原时间为150min时，还原焙烧渣中铁的金属化率，镓的回收率，锌的挥发率分别为95．10％，89．10％，98．42%, 原焙烧渣经破碎，磨矿，磁选分离获得的磁性产物中含Fe90.16%,Ga的质量浓度为2164g/t;Fe,Ga的回收率分别为87．78％，92．42％；还原焙烧渣中金属铁是镓的主要载体矿物相，镓具有明显的亲铁特性；镓在的中的富集是实现浸锌渣在还原焙煤分选过程中高效分离的基础。     

煤基还原法从镍冶炼渣中提取有价金属的研究

对镍冶炼渣的组分进行了分析,采用煤做还原剂对镍冶炼渣中金属元素进行高温还原,结果表明:主金属元素铁被还原成单质,其他有价金属元素Ni,Cu,Co以合金的形式存在于单质铁中.通过对温度、时间、配碳比和CaO添加量等反应参数的实验研究,得到了最优的反应条件,即温度为1 300℃,时间为60min,配碳比为4,CaO添加量为20%,还原产物中铁的金属化率可达到99.22%.对还原产物进行破碎-磨矿-磁选处理,可得到铁品位89.84%,金属化率96.85%,回收率92.15%,其他金属Cu,Co,Ni回收率≥85%的混合精矿.     

拜耳法赤泥钙盐氯化还原焙烧—弱磁选提铁

云南文山某地拜耳法赤泥中全铁(TFe)的质量分数为26.86%,主要含铁矿物为Fe₂O₃和FeSiO₃,铁是影响Sc, Ti, Ga等有价组分提取的关键金属.基于此，本研究提出钙盐氯化还原焙烧—弱磁选深度提铁工艺，将拜耳法赤泥与焦炭、氯化钙、次氯酸钙按一定比例混匀后置入焙烧炉中进行氯化还原焙烧，强化铁从弱磁性铁矿物转变为强磁性铁矿物，焙烧矿冷却后经湿式磨矿至一定细度的物料，采用弱磁选回收铁，获得铁精矿.研究结果表明：添加CaCl₂和Ca(ClO)₂可促进FeO转变为FeCl₃后，在焦炭表面被还原成Fe⁰,方解石分解产生的CaO可促进FeSiO₃被还原成Fe⁰,显著提高焙烧矿中金属铁的质量分数，有利于焙烧矿弱磁选回收铁.在m(赤泥)∶m(焦炭)∶m(氯化钙)∶m(次氯酸钙)=100∶16∶15∶8、焙烧温度为1 373 K、焙烧时间为80 min、弱磁选磁场强度为0.18 T、弱磁选磨矿细度小...     

鼓风炉渣碳基还原回收铅、锌、铁及尾渣环境特征

针对云南省个旧市历史遗留鼓风炉渣的安全处置，采用碳热还原-磁选方法回收铅、锌和铁，并高温固化获得稳定化尾渣.研究了温度、时间、还原剂用量对铅、锌和铁的回收影响，碳基还原过程铅、锌、铁的还原行为和磁选尾渣的环境风险.结果表明，在温度1 300℃、还原时间60 min、还原剂用量4%的条件下，铅、锌的挥发率分别达91.97%和96.96%,铁的金属化率96.94%;在磁场强度为250 MT的磁选条件下，铁的回收率78.93%,铁精矿中铁品位为90.94%.SEM-EDS和XRD分析结果表明：鼓风炉渣经高温碳热还原后，渣中铅以硫化物和铅铁矾的形式镶嵌于硅酸盐晶体中，渣中其他重金属则均匀分布在硅酸盐晶体中.磁选尾渣中铅、锌、砷、镉浸出值未超过国标GB 5085.3-2007规定限值；Tessier重金属形态分析结果显示尾渣中铅、锌、砷、镉残渣态比例相比于鼓风炉渣增大，表明鼓风炉渣碳热还原后环境风险降低，实现了鼓风炉渣的资源化及无害化.     

回转窑磁化焙烧黄铁矿烧渣的研究

黄铁矿烧渣与还原煤按一定比例混合,经回转窑磁化焙烧,在温度700℃、焙烧10min、填充率11%时,能有效地将烧渣中弱磁性Fe2O3还原成强磁性Fe3O4,磁化率(TFe/FeO)达2.38,接近理论值.通过球磨、磁选工艺,可以大幅度地提高铁的回收率.同时,烧渣在回转窑内脱硫效果明显,回转窑倾角0.8°,转速12 r/min时,脱硫率达85%以上.     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc_2O_3 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明:在离析焙烧温度950℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度–0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55℃、浸出时间120 min、浸出液固比R=2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示:含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿(Fe_2O_3)转变为以金属铁(Fe)、磁铁矿(Fe_3O_4)为主的新铁物相及少量的氧化亚铁(FeO)、硅酸铁(Fe_2SiO_4);浸出渣主要成分为SiO_2、CaO、Al_2O_3,与浸出前相比较,CaO、Al_2O_3降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧—弱磁选—盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。     

含铌铁矿粉氢气选择性还原实验研究

实验在自制底供气扩散床管式电阻炉内,研究不同还原时间（30～180 min）和温度（800～1 050℃）下,H2选择性还原含铌铁矿粉中铁氧化物的规律。得到950℃为最佳还原温度,还原2 h还原度达到90.98%,金属化率为86.47%,还原3 h还原度达到94.07%,金属化率为91.11%,而低于这一温度或高于这一温度时,还原度和金属化率在同样还原时间下都有所降低。     

钒钛矿煤基直接还原实验研究

通过钒钛磁铁精矿的直接还原实验,研究不同配碳量、温度和粒度条件对还原结果的影响,并用磁选分离法测定其还原后的金属化率。实验结果表明,钒钛磁铁矿直接还原实验室最优条件为配碳量13%,还原温度1 350℃,而矿粉粒度则是越小越好。该条件下所得实验样品的金属化率为96.72%。     

高碱度烧结矿还原过程中显微结构的变化

在实验室模拟高炉气氛,进行高碱度烧结矿升温还原实验,当炉内温度达到实验温度(500,600,700,800,900,1 000,1 100℃)后立即结束实验,通过光学显微镜观察高碱度烧结矿还原过程中的显微结构,分析不同温度时高碱度烧结矿矿相的变化。结果表明:500~600℃区间内,Fe2O3开始还原为Fe3O4,低温(500℃)还原条件下,Fe3O4直接还原为星点状金属铁的雏晶;700~800℃区间内Fe3O4先还原成FexO,FexO再还原成金属铁;900℃时金属铁大量生成;1 000~1 100℃时,烧结矿内几乎是金属铁。     

云南某褐铁粗精矿强化还原焙烧—弱磁选试验研究

针对云南某褐铁矿选厂强磁选后得到的铁粗精矿品位(Fe 52.35%)较低的问题,在工艺矿物学研究的基础上进行试验研究：在催化剂添加量14%,还原剂添加量12%,焙烧温度1 050℃,焙烧时间30 min的条件下,采用“强化还原焙烧—弱磁选”工艺获得了精矿产率67.95%、品位TFe 70.89%、回收率91.94%的良好技术指标。     

广西某赤褐铁矿选矿试验研究

对广西某含铁品位为52.07%、磁性率(FeO/TFe)为2.11%的难选赤褐铁矿矿石进行理化性能分析和矿物工艺学研究,并进行了强磁选、还原焙烧—磁选选矿试验,确定还原焙烧—磁选可以获得较好的选别指标为:精矿铁品位达63.27%,产率达82.70%,铁回收率95.99%,有害元素硫,磷都较低,SiO2、Al2O3、CaO、MgO的含量都能满足高炉冶炼的要求,属于优质铁精矿.     

钙化合物对高磷铁矿直接还原提铁降磷的影响

世界对铁矿石需求的不断增长导致磁铁矿资源逐渐枯竭,高磷铁矿的利用成为焦点.分别以碳酸钙(CaCO3)、氯化钙(CaCl2)、硫酸钙(CaSO4)为添加剂,使用直接还原-磨矿-磁选的方法,从热力学、铁金属化率、矿物组成和微观结构等方面研究了高磷铁矿(磷主要以Fe3PO7和磷灰石形式赋存)直接还原提铁降磷的过程.结果表明:...     

深度还原工艺对铁颗粒粒度影响规律研究

采用深度还原技术处理浸染微细粒度的复杂难选铁矿石,控制铁颗粒粒度是分选出合格产品的关键.根据深度还原物料中铁颗粒的球形特征,通过测量铁颗粒二维截面参数,求取了其累计粒度特性曲线,定性地描述了不同深度还原工艺对铁颗粒粒度的影响规律.结果表明:适当的提高还原温度、延长还原时间、增大配碳系数,都有利于铁颗粒的长大,但还原温度过高、配碳系数过大将阻碍铁颗粒长大;适宜的工艺条件为:还原温度1 225℃,还原时间30min,配碳系数2.0,获得铁颗粒的d50为278.88μm.     

温度对鲕状赤铁矿石深度还原特性的影响

深度还原-磁选技术可以高效回收鲕状赤铁矿石中的有价组分铁.为查明还原温度对鲕状赤铁矿石还原特性的影响规律,采用热重差热分析、X射线衍射和扫描电子显微镜等对不同还原温度下鲕状赤铁矿石还原产物的物相组成及微观结构进行研究.结果表明:鲕状赤铁矿石具有良好的热稳定性,其熔化温度为1 312℃;还原过程中还原产生的FeO会与脉石矿物反应,生成铁橄榄石和尖晶石;还原温度是影响该矿石还原过程中物相转变和微观结构破坏的关键;还原温度越高,还原产物的物相组成越简单,矿石鲕粒结构破坏程度越严重.     

含钪赤泥氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出分离铁、钪试验研究

针对云南含钪赤泥原矿含TFe 25.68%、Sc₂O₃ 70.66 g/t,钪主要以类质同象形式分散于金红石、辉石、长石、白云母、方解石等矿物中,铁、钪分离困难,提出了氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出的选冶联合工艺处理该含钪赤泥,使铁从赤铁矿转为以金属铁、磁铁矿为主的新物相,破坏载钪矿物的晶体结构,为铁、钪分离创造有利条件。试验结果表明：在离析焙烧温度950 ℃、离析焙烧时间60 min、氯化钠用量10%、焦炭用量15%、焦炭粒度-0.5～0.25 mm、弱磁选磁场强度H=0.12 T、弱磁选磨矿细度为<0.045 mm占95%、盐酸用量30%、浸出温度55 ℃、浸出时间120 min、浸出液固比 R =2∶3的综合工艺条件下,获得了铁品位为73.99%,含钪5.22 g/t,铁回收率为88.99%的铁精矿;钪浸出率为96.78%,浸出渣中的钪含量为6.37 g/t,铁、钪分离效果显著。MLA、SEM、EPMA分析结果显示：含钪赤泥经过氯化钠离析焙烧后,铁从赤铁矿（Fe₂O₃）转变为以金属铁（Fe）、磁铁矿（Fe₃O₄）为主的新铁物相及少量的氧化亚铁（FeO）、硅酸铁（Fe₂SiO₄）;浸出渣主要成分为SiO₂、CaO、Al₂O₃,与浸出前相比较,CaO、Al₂O₃降低比较明显,浸出渣中没有明显的Sc谱线峰值,这表明弱磁选尾矿经盐酸浸出后,钪绝大部分被溶解掉进入浸出液中,且钪的溶解较为彻底,也进一步验证了含钪赤泥采用氯化钠离析焙烧-弱磁选-盐酸浸出分离铁、钪比较合理,且铁、钪分离效果显著。     

白云鄂博铁精矿含碳球团直接还原实验研究

对于白云鄂博铁精矿进行了内配碳直接还原的研究,通过正交实验考察C/O、焙烧温度和H2/CO 3个因素对金属化率的影响.得出最优的实验方案:C/O为1.1,焙烧温度为950℃,H2/CO为3:2.在最优实验方案下,球团金属化率可达89.24%,还原度为91.96%.     

海绵铁生产工艺的试验研究

调研分析了马钢轧钢铁鳞的原料状况,选取还原温度、还原时间、料层厚度和添加剂等工艺因素来研究它们对海绵铁化学成分和破碎性能的影响规律,为海绵铁的工业生产提出合理的工艺制度.     

加热扩散对电弧喷涂Al涂层的影响

为了提高Al涂层的抗高温氧化性及硬度,采用电弧喷涂方法在Q235碳钢基体上制备了Al涂层.结果表明,经过加热扩散处理后Al涂层和基体之间形成了扩散层.涂层厚度、加热温度与加热时间对扩散层具有一定影响.当加热温度为800℃和900℃时,Al涂层主要形成相为Fe Al、Fe Al2、Fe Al3和Fe2Al5.经过加热扩散处理后Al涂层具有优良的抗高温氧化性,且平均硬度相比未经加热扩散处理的Al涂层提高了10倍以上,利用扩散系数求出的扩散层深度与实际扩散层深度相近.     

钒钛磁铁精矿固态还原的强化研究

以攀枝花钒钛磁铁精矿为对象,系统研究了钒钛磁铁精矿固态还原行为及预氧化对其还原过程的强化行为,考察了预氧化温度以及预氧化时间对球团金属化率、物相变化和显微结构的影响.研究结果表明,与未氧化的还原球团相比,在900℃下氧化6min后的还原球团金属化率提高了12.86%;延长预氧化时间可以有效提高还原球团的金属化率,900℃下预氧化15min后的还原球团金属化率较氧化6min后的还原球团提高了8.08%.经过预氧化处理后,钒钛磁铁精矿的物相变化表明球团中磁铁矿氧化形成赤铁矿,且钛铁矿被氧化为TiO2和赤铁矿,随后铁板钛矿形成.钒钛磁铁精矿球团的显微结构变化表明,预氧化处理后的球团颗粒具有较多的内部空隙以及不规则的颗粒边界,从而使还原煤与铁矿颗粒的接触增强,还原性能得到改善.