生物质焦焙烧还原低品位软锰矿的研究

采用新型还原剂生物质焦在马弗炉中焙烧还原低品位软锰矿,分别研究了焙烧温度、焙烧时间、生物质焦用量等条件变量对软锰矿还原率的影响,得出最佳实验条件为焙烧温度850℃,焙烧时间60min,生物质焦用量14%,软锰矿还原率可达98%以上。并对软锰矿焙砂进行X射线衍射分析,结果表明生物质焦焙烧还原软锰矿的还原过程依次经历了MnO_2→Mn_2O_3→Mn_3O_4→MnO的物相转变。     

CaCO_3存在下高铁硫化锌矿氧化焙烧的相变机理

针对目前湿法炼锌工艺处理高铁硫化锌矿存在浸出率偏低的缺点,提出添加一定量CaCO_3的方式预先氧化焙烧矿样,使ZnS矿相转变为易于浸出的ZnO。结果表明,当高铁硫化锌矿中未添加CaCO_3时,矿石中的ZnS在700℃和1h的焙烧条件下不能被完全氧化为ZnO,焙烧产物中有难以浸出的ZnFe_2O_4生成;当添加一定量的CaCO_3(Ca∶S=1∶1)时,矿石中的ZnS在相同焙烧条件下可以完全氧化为易浸出的ZnO。在焙烧产物中未检测到ZnFe_2O_4,但发现有Ca_2Fe_2O_5生成,同时添加的CaCO_3在氧化焙烧过程中会转化成CaSO_4。因此,高铁硫化锌矿中加入适量的CaCO_3,既能促进闪锌矿(ZnS)和黄铁矿(FeS2)在氧化焙烧过程中的物相转变,又能通过形成Ca2Fe_2O_5来抑制ZnFe_2O_4的生成,并通过形成CaSO_4来固硫,且实验结果与热力学分析相吻合。     

电炉钛渣制备高品位人造金红石的试验研究

以云南某地两种不同性状电炉冶炼钛渣为原料, 对氧化还原-流态化酸浸和活化焙烧-洗硅-流态化酸浸两种高钛渣制备人造金红石的工艺路线进行了试验研究, 并通过XRD、SEM分析等手段探讨了氧化还原和活化焙烧对高钛渣改性的机理。试验结果表明, 低硅含量的电炉钛渣采用氧化还原-流态化酸浸工艺可获得符合沸腾氯化钛白原料要求的人造金红石;采用活化焙烧-洗硅-酸浸工艺可得到TiO₂品位97%的细粒级人造金红石。     

铬铁矿的钠盐化焙烧

本文通过测量铬铁矿-苏打炉料焙烧过程中所释放的CO_2量和鉴定焙烧产物的物相成分得出结论:铬铁矿-苏打炉料中Cr_2O_3的氧化可能通过两条平行的途径,一条是Cr_2O_3直接氧化成Na_2Cro_4,另一条是铬矿中包括铬氧化物在内的多种氧化物先钠盐化,然后转化成铬酸钠。     

某氧化锰矿还原焙烧-酸浸试验研究

以云南华坪煤为还原剂, 采用还原焙烧-酸浸法处理云南某氧化锰矿, 研究了工艺参数对锰浸出率的影响。实验表明, 在煤用量为15%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为30 min、硫酸用量为理论用量的110%、液固比为5∶1、常温浸出60 min的条件下, 处理-2 mm的氧化锰矿, Mn浸出率达到94.25%。采用该工艺处理-4 mm的氧化锰矿, Mn浸出率为94.04%。     

高硫高铁铝土矿悬浮焙烧同步脱硫除铁试验研究

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。     

选择性还原焙烧—氨浸自红土矿中提镍时硫的行为

从相组成及热力学角度对红土矿焙烧重油烯料中的硫的行为及其对镍粉质量的影响进行了研究。实验表明,几乎重油中所有的硫均为矿石中的CaCO_3吸收并形成CaSO_4,后者在还原过程中又生成CaS,这正是氨浸工序中不饱和硫的来源。若在高压氢还原工艺前不进行不饱和硫的氧化,则其将以Ni_3S_2形式进入镍粉,致使镍粉中的总硫量超出市售商用镍粉的含硫量。     

辉钼矿介电特性及微波氧化焙烧工艺研究

为研究微波焙烧辉钼矿可行性及氧化焙烧机理,选取品位为64.68%的高品位辉钼矿进行介电特性、微波焙烧工艺以及物相演变规律研究。采用谐振腔微扰法分析辉钼矿介电特性;采用XRF、XRD及SEM对样品的成分、形貌、物相等进行表征。结果表明：辉钼矿为强吸波物质,焙烧过程中微波选择性的优先加热MoS2和FeS;最佳工艺条件为焙烧温度550 °C,保温时间120 min,物料厚度<4 mm,焙烧产物中Mo的含量达到84.25%;在最佳工艺条件下,产物物相为MoO3,焙烧过程中物相变化遵循MoS2→MoO2→MoO3的规律。本研究为辉钼矿氧化焙烧提供新思路。     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

CaCO3存在下高铁硫化锌矿氧化焙烧的相变机理研究

针对目前湿法炼锌工艺处理高铁硫化锌矿存在浸出率偏低的缺点,本文提出添加一定量CaCO3的方式预先氧化焙烧矿样,使ZnS矿相转变为易于浸出的ZnO。结果表明：当高铁硫化锌矿中未添加CaCO3时,矿石中的ZnS在700℃和1h的焙烧条件下不能被完全氧化为ZnO,焙烧产物中有难以浸出的ZnFe2O4生成;当添加一定量的CaCO3（Ca:S =1:1）时,矿石中的ZnS在相同焙烧条件下可以完全氧化为易浸出的ZnO,在焙烧产物中未检测到ZnFe2O4,但发现有Ca2Fe2O5生成,同时添加的CaCO3在氧化焙烧过程中会转化成了CaSO4。因此,高铁硫化锌矿中加入适量的CaCO3,既能促进闪锌矿（ZnS）和黄铁矿（FeS2）在氧化焙烧过程中的物相转变,又能通过形成Ca2Fe2O5来抑制ZnFe2O4的生成,并通过形成CaSO4来固硫。同时实验结果与热力学分析相吻合。     

低品位氧化锰矿硫磺还原焙烧技术条件研究

采用硫磺为还原剂,对氧化锰矿的还原焙烧过程进行了研究,重点考查了焙烧温度、焙烧时间和硫/锰摩尔比对锰浸出率的影响。研究结果表明,在封闭体系中,当焙烧温度为550℃、焙烧时间为10 min、S/Mn摩尔比为0.5时,还原焙烧产物采用稀硫酸浸出,锰的浸出率可达95%以上。该研究可为低品位氧化锰矿的高效利用提供理论和技术指导。     

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。     

基于硫酸铵+硫酸混合助剂的石煤焙烧─酸浸提钒

为了了解含钒石煤焙烧过程助剂硫酸铵+浓硫酸对焙烧—酸浸提钒效果的影响,以四川广元某V2O5含量为0.82%的含钒石煤试样为研究对象(33.03%的钒赋存在有机质中,59.45%的钒赋存在硅酸盐矿物中),在混合助剂硫酸铵与浓硫酸的物质的量之比为1∶1的情况下,考察了焙烧温度、混合助剂添加量、试样的粒度和浸出温度对钒提取率的影响。结果表明,在添加硫酸铵+浓硫酸助剂的情况下,250℃焙烧导致试样中的云母相消失,伴随着硫酸铁铵、硬石膏新相的生成;焙烧温度上升到400℃,硫酸铁铵的衍射峰强度达到最强;继续提高焙烧温度至500℃,硫酸铁铵的衍射峰强度减弱;在320℃的焙烧熟料中有新相硫酸铝铵生成,至350℃处于增强阶段,至400℃硫酸铝铵相又全部消失。细度为-120目的试样按SO2-4与Al2O3+Fe2O3的物质的量之比3.5添加硫酸铵+浓硫酸,350℃下的焙烧熟料在90℃下进行硫酸酸浸,钒浸出率可达95.67%。     

四川某黏土矿中钪和钛的焙烧浸出试验研究

以四川某地含钪、钛、稀土黏土矿为研究对象,进行钠盐焙烧-酸浸、直接酸浸、硫酸化焙烧-水浸、空白焙烧-酸浸探索试验。结果表明,直接酸浸、空白焙烧-酸浸对钪和钛的回收效果均不好。硫酸化焙烧-水浸对钛的回收效果很好,但钪的浸出率较低。钠盐焙烧-酸浸试验结果表明,适宜的焙烧条件为:碳酸钠用量80%,焙烧温度800℃,焙烧时间1h;适宜的浸出条件为:10v.%硫酸,液固比20:1,浸出温度60℃,搅拌浸出时间2h;钪的浸出率为89.98%,钛的浸出率为80.55%。液固比对钪和钛的浸出率有显著影响,增大液固比可以暂时解决硅酸造成的过滤困难的问题。      

氧化锰矿制备硫酸锰工艺条件的研究

针对越南某氧化锰矿分别采用还原焙烧-酸浸法和两矿法浸出该锰矿。利用正交焙烧试验和单因素浸出条件试验得出还原焙烧-酸浸法的最优条件, 最佳条件下浸出率均大于96%, 最优条件下扩大试验浸出率为93.21%。利用单因素浸出条件试验得出两矿法的最优条件, 最优条件下综合试验浸出率为94.97%。通过对试验结果的比较, 确定该矿适合用还原焙烧-酸浸法处理。     

钠盐焙烧-酸浸处理高铝高硅极难选褐铁矿研究

采用钠盐焙烧-酸浸工艺处理以部分铁氧化物呈浸染状分布在粘土矿物中的某高铝硅极难选褐铁矿。通过单因素试验分别考察了焙烧工艺中焙烧温度、焙烧时间、钠盐用量、磨矿粒度等对焙烧的影响, 酸浸工艺中考察了硫酸浓度、液固比、酸浸温度和时间等因素对浸出指标的影响。试验结果表明, 在磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90.36%, 碳酸钠用量为15%, 焙烧温度为950 ℃, 焙烧时间为30 min, 硫酸浓度为7%, 液固比为15∶1, 酸浸温度为60 ℃, 酸浸时间15 min条件下, 可获得TFe品位为60.21%, 回收率为93.49%, SiO₂和Al₂O₃含量分别为3.28%和6.81%的铁精矿。     

焙烧歧化-铁屑还原浸出低品位锰矿工艺研究

采用焙烧歧化-铁屑还原法对低品位锰矿进行还原浸出, 探究了一种焙烧过程不添加还原剂、反应全过程无有害气体产生的高效浸出锰的方法, 考察了焙烧温度、酸矿比、铁矿比、液固比、反应温度、反应时间对锰浸出率的影响。结果表明, 在焙烧温度700 ℃、酸矿比1.05∶1、铁矿比0.14∶1、液固比6∶1、浸出温度50 ℃下浸出2 h, 锰浸出率达到92.63%。     

某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。     

包头稀土精矿纯碱焙烧—酸浸法制备农用稀土的研究

本文阐述了以包头稀土精矿为原料,经纯碱焙烧－酸浸一步制备农用硝酸稀土或氯化稀土的研究。通过对影响炉烧、酸浸主要因素的研究,确定了最佳工艺条件,并经过工业试验验证了工艺的可行性,使稀土总回收率达９０％以上。该工艺流程短、稀土回收率高、减少了消耗、降低了生产成本,具有明显的经济效益和推广价值。     

包头稀土精矿纯碱焙烧－酸浸法制备农用稀土的研究

本文阐述了以包头稀土精矿为原料,经纯碱焙烧－酸浸一步制备农用硝酸稀土或氯化稀土的研究。通过对影响炉烧、酸浸主要因素的研究,确定了最佳工艺条件,并经过工业试验验证了工艺的可行性,使稀土总回收率达９０％以上。该工艺流程短、稀土回收率高、减少了消耗、降低了生产成本,具有明显的经济效益和推广价值。