钛铁矿精矿碳热还原制取碳氧化钛（TiCxO1-x）物相演化机理研究

基于 USTB 工艺，以广西某钛业公司的浮选钛铁矿精矿为研究对象，研究钛铁矿精矿直接碳热还原制 取碳氧化钛（TiC_xO_1-x）机理和物相变化过程。采用 XRD、SEM-EDS 和 HSC 热力学软件对碳热还原产物及反应过程 进行分析，结果表明：随着碳配比量的增加，还原过程物相主要为：FeTi₂O₅、Ti₂O₃、Fe、TiO、TiC_xO_1-x、TiC；当石墨的配 比质量分数为 22.92%~26.61% 时，1 550 ℃氩气气氛下还原 4 h 可得到 TiCxO1-x；结合反应热力学和物相分析结果可 知，整个还原过程主要是固相 C 参与还原，CO 还原作用小，还原过程物相演化规律为：FeTiO₃→FeTi₂O₅→Ti₂O₃+Fe→ TiO+Fe→TiC _xO_1-x+Fe。在 1 550 ℃下，反应生成 TiC 过程主要是固相碳起还原作用，CO 无法起到还原作用；生成碳 氧化钛 TiC_xO_1-x的 ΔG 介于 TiC 和 TiO 之间，属于不完全还原状态，主要通过控制碳配比量在反应温度内即可还原 得到碳氧化钛。     

氯化焙烧法处理宜春锂云母矿提取锂钾的研究

采用氯气作氯化剂氯化焙烧江西宜春锂云母矿提取锂、钾, 研究了氯化焙烧温度、时间及添加剂对锂云母氯化效率的影响, 并采用XRD对焙烧后物料进行了物相分析。结果表明: 以氯气处理锂云母, 氯化焙烧温度为850 ℃, 时间为3 h时, 锂、钾的提取率分别为92.49%和71.06%; XRD结果表明, 焙烧后物料主要物相为LiAl(SiO₃)₂、SiO₂、KCl、NaCl、K(Si₃Al)O₈。当添加与锂云母质量比为0.7的氧化钙后, 物料的熔点明显提高, 900 ℃下氯化焙烧30 min时, 锂的浸出率为92.5%, 钾的提取率提高到96.7%。添加氧化钙焙烧后浸出渣主要物相为Ca_0.65Na_0.35(Al_1.65Si_2.35O₈)、CaF₂、SiO₂。     

拜耳法高铁赤泥直接还原制备海绵铁的研究

高铁赤泥煤基直接还原-磁选分离制备海绵铁,实现了铁的有效富集;还原过程中2FeO·SiO₂和FeO·Al₂O₃的生成阻碍了赤泥中铁氧化物还原,采用预焙烧处理可以促进赤泥还原,但添加剂存在时经预焙烧处理效果不显著;还原过程中添加剂Na₂CO₃产生碱性氧化物与酸性氧化物反应,CaF₂则可降低固相反应产生化合物熔点和粘度,改善还原条件;添加3%Na₂CO₃和3%CaF₂,还原焙烧温度为1 150 ℃,还原焙烧时间为3 h时,还原焙烧块的金属化率达到92.79%,可获得铁品位89.57%,铁回收率为91.15%的海绵铁。     

复合钠盐法处理印尼某红土镍矿研究

针对印尼某红土镍矿的组成及结构特点,运用还原焙烧—浸出—磁选法综合利用红土镍矿。在配料中使用添加剂硫酸钠和碳酸钠改善还原焙烧性能,并考察了硫酸钠和碳酸钠配比(S/C)、配煤量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁精矿中镍品位以及镍回收率的影响。结果表明,当红土矿、硫酸钠、碳酸钠和煤的质量比为100∶14∶8∶8,焙烧温度为1 200℃以及焙烧时间为80 min时,可以得到品位为4.59%,镍收率为88.58%的镍铁精矿。该工艺流程能够高效富集红土镍矿中的Ni、Fe、Al等有价金属元素,实现了红土镍矿资源的高效综合利用。     

鞍山某难选混合铁矿石预富集精矿磁化焙烧过程物相转变研究

基于流态化焙烧手段,对鞍山某含菱铁矿难选混合铁矿预富集精矿的磁化焙烧过程物相转变行为进行了研究。参照工业还原气条件的直接磁化焙烧结果显示,预富集精矿中的菱铁矿会产出弱磁FeO,降低磁化率。采用氧化—还原的工艺,可以将菱铁矿改性为弱磁赤铁矿α-Fe₂O₃和磁赤铁矿γ-Fe₂O₃,避免分解产物FeO存在。但后续500~550 ℃长时间还原仍会出现弱磁FeO,只有在还原温度450 ℃磁赤铁矿γ-Fe₂O₃的还原产物Fe₃O₄能够稳定存在。据此提出了“低温预氧化—超低温还原”磁化焙烧工艺,能够实现含菱铁矿混合难选铁矿的稳定磁性转化,且满足生产适应性需求。经该流态化工艺磁化焙烧后,预富集精矿焙烧矿经弱磁选可达到铁精矿产品铁品位65.15%、铁回收率92.02%的良好指标。实验结果为含菱铁矿混合难选铁矿的磁化焙烧生产工艺开发提供了参考依据。     

国外某高铝赤褐铁矿选矿试验研究

对国外某高铝赤褐铁矿进行了选矿试验研究。采用还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位58.26%、铁回收率80.53%的试验指标; 采用钠化还原磁化焙烧-磁选工艺, 可获得精矿铁品位63.48%、回收率95.45%的试验指标。探索了在富集铁的同时富集镍、降低铁精矿中Al₂O₃含量的可行性。     

新疆某镜铁矿石磁化焙烧过程研究

新疆某镜铁矿矿石TFe含量为35.20%,CaO含量为30.64%;铁矿物主要为镜铁矿,脉石矿物主要为方解石和石英。矿石中镜铁矿嵌布粒度微细,属于难选铁矿石。为考察矿石磁化焙烧过程物相转变规律,进行了焙烧温度、焙烧时间和配煤比对其磁化焙烧效果、铁物相转变过程的影响规律试验。结果表明：在配煤比为12%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为75 min条件下还原焙烧后,焙烧产品磨细至-0.074 mm占90%,在磁场强度为120 kA/m条件下弱磁选,可获得铁品位为65.95%、回收率77.70%的指标。焙烧温度对镜铁矿磁化焙烧过程影响显著。焙烧温度低于800 ℃时镜铁矿磁化焙烧转变为Fe₃O₄,焙烧温度为800 ℃时,焙烧产品Fe₃O₄含量最高;焙烧温度高于800 ℃时,部分Fe₃O₄又被还原为FeO,产生过还原现象;焙烧温度为900 ℃时,焙烧产品FeO含量最高;焙烧温度达到1 000 ℃时部分FeO被还原成金属Fe。此过程与磁选结果的变化规律相符。另外,焙烧温度达到900 ℃时,部分Fe₂O₃与CaO反应,生成了2CaO·Fe₂O₃,不能通过弱磁选回收。试验结果为该镜铁矿资源的合理利用提供了技术参考。     

利用含锌工业固废制备高纯氧化锌的工艺研究

针对氧化锌尾矿和废弃水渣等工业固废中有价锌难以回收的问题,以当地工业含锌固废为原料,利用碳热还原氧化法,制备了高纯氧化锌微粉。通过HSC Chemistry进行热力学计算和试验研究结合的方式,分析了含锌废渣中硅酸锌与碳还原反应的热力学过程。讨论了配碳量、焙烧温度、焙烧时间以及CaF₂对硅酸锌还原过程锌产率的影响。结果表明,在以CaF₂为催化剂时,1 000～1 100℃催化效果最显著。得出最佳工艺条件：在温度为1 100℃、保温时间40 min、碳含量20 wt%、CaF₂添加5 wt%的条件下锌产率(氧化锌回收率)为97.44%。对挥发产物进行结构和成分分析,其物相为六方纤锌矿结构的氧化锌晶体,粒度大小2～4μm,纯度达到了99.47%。     

MgO/Al2O3质量比对褐铁矿型红土镍矿烧结成矿行为的影响

为了提高红土镍矿烧结矿的产质量指标,基于热力学分析,查明了MgO/Al₂O₃质量比对高温烧结过程液相量及其黏度的影响;再通过微型烧结试验探讨了镁/铝质量比对烧结矿的物相组成、黏结相强度的影响,阐明其对褐铁矿型红土镍矿烧结成矿行为的影响;最后通过烧结杯烧结扩大试验进行了有效性验证。微型烧结试验结果表明,在烧结温度为1 300℃、烧结气氛为5%CO+95%N₂、二元碱度m(CaO)/m(SiO₂)=1.3的条件下,m(MgO)/m(Al₂O₃)=0.5～0.8范围内,黏结相主要由钙镁黄长石和钙镁橄榄石构成,强度超过4 000N/个。烧结杯验证试验表明,镁/铝质量比由0.5提高至0.7时,烧结矿的成品率无明显变化保持在70%左右,但是其转鼓强度由49.73%提高至56.67%,烧结矿的转鼓强度得到有效改善,适宜的镁/铝质量比为0.6～0.7。     

煤种类及添加剂对红土镍矿选择性直接还原的影响规律

以含Ni 1.49%, Fe 34.69%的红土镍矿为研究对象, 采用煤基直接还原法选择性还原镍铁矿物, 研究并分析了焙烧过程中还原剂和添加剂种类及用量、焙烧温度以及焙烧时间对镍铁选择性还原的影响规律。结果表明: 以宁夏烟煤为还原剂, NCS为添加剂, 1 200 ℃焙烧50 min, 磁选得到镍铁产品中含镍9.51%, 镍的回收率为84.04%, 镍铁回收率差为54.49%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及X射线能谱分析(EDS)等测试手段分析了磁选镍铁产品中镍铁的存在形式, 结果表明: 红土镍矿直接还原过程中铁矿物大部分被还原成浮士体, 仅有少部分铁矿物被还原成金属铁, 并与镍矿物还原金属镍形成铁纹石和镍纹石, 实现了红土镍矿中镍铁的选择性还原。     

高价态难溶锰资源回转窑还原焙烧技术研究

由于高价锰（MnO₂）资源具有难以酸浸，而低价锰（MnO）资源容易酸浸的特点，研究了回转窑还原焙烧技术应用于各类高价态难溶锰矿资源的可行性。试验结果表明，回转窑的动态焙烧试验工艺条件与静态焙烧试验的工艺条件基本一致，回转窑动态焙烧试验在焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，国产低品位锰矿石、电解锰阳极泥锰浸出率分别为94.13%和99.59%；在焙烧温度为950 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，进口高品位锰矿石锰浸出率为96.59%。表明回转窑还原焙烧工艺适于处理不同种类的高价态锰资源。     

高铝高硅褐铁矿钠化焙烧-磁选试验研究

针对某高铝高硅难选褐铁矿(Al₂O₃含量26.11%、SiO₂含量13.88%)进行了钠化焙烧-磁选试验研究。通过单因素试验和正交试验探讨了钠盐种类、钠盐用量、焙烧时间、焙烧温度、磁选粒度、磁选强度对选别指标的影响, 结果表明, 在焙烧温度1 050 ℃、焙烧时间40 min、Na₂CO₃用量12%、煤粉用量20%、磨矿细度-0.038 mm粒级占98.86%、磁场强度200 kA/m条件下可获得铁品位57.91%、铁回收率97.50%的铁精矿。钠化焙烧后产品再经阶段磨矿、阶段磁选可获得铁品位62.04%、铁回收率60.90%的铁精矿。     

Na2CO3促进某硅质页岩中低价钒的钠化氧化作用研究

在对含钒硅质页岩添加NaCl进行氧化焙烧提钒过程中引入Na₂CO₃可促进钒的氧化和后续浸出。在对促进效果进行考察的基础上，通过对复合添加剂焙烧产物及浸出渣的化学成分、XRD及SEM-EDS等的分析，研究了Na₂CO₃的促进机理。结果表明：①在NaCl+Na₂CO₃（质量比为3∶2）与试验原料质量比为10%，焙烧温度800 ℃，焙烧时间180 min，焙烧产物在液固比10 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间120 min条件下搅拌浸出（600 r/min），钒浸出率达到84.96%。②焙烧过程中，原料中的白云母、伊利石等矿物铝氧八面体晶格被破坏，转变为主要含元素Na、K、Al、Si、O的熔融颗粒并析出钠长石。Na₂CO₃增加焙烧原料碱度，使石英反应活性增强并与熔融颗粒共熔产生多孔颗粒。③加入NaCl和Na₂CO₃后，熔融颗粒及石英共熔产生的微孔结构及焙烧过程中充填于熔融颗粒间的长石形成的气相通道，均使焙烧料内部O₂的扩散性增强，与低价钒接触几率增加，加速钒氧化进程，使钒氧化焙烧效果变好。     

Use of oxidation roasting to control NiO reduction in Ni-bearing limonitic laterite

Use of limonitic laterite as an iron source in conventional ironmaking is restricted due to its gangue composition and small particle size. Even direct reduction cannot effectively produce direct reduced iron (DRI) because NiO would be reduced together with iron oxide to form Fe–Ni. A small amount of Ni (about 2 wt.%) in DRI degrades the physical properties of final steel products. The current study investigated how oxidation roasting of limonitic laterite ores affected NiO reduction, with the goal of producing Ni-free DRI and Ni-bearing slag. Ni-bearing slag can be a good secondary Ni resource. Oxidation roasting made NiO inert under H₂ reduction at 900 °C by forming Ni-olivine. Optimum roasting temperature was proposed by examining phase transformation of limonitic laterite ores during heating and by FactSage calculation of the equilibrium Ni fraction in Ni-bearing phases. Furthermore, the effect of Mg–silicate forming additives on the control of NiO reducibility was clarified to maximize the suppression of NiO reduction. Among various additives such as MgSiO₃, Mg₂SiO₄ and Fe–Ni smelting slag, Ni-free olivine-typed flux was found to be the most effective form of Ni-olivine because Ni–Mg ion exchange between Ni-bearing phase and Ni-free olivine occurs more readily than other Ni-olivine formation schemes. Finally, the mechanism of Ni-olivine formation during roasting was studied using a diffusion couple test. Calculated diffusivity values of Ni in Mg₂SiO₄ indicated that the two major routes of Ni-olivine formation while roasting limonitic laterite ore are (1) Ni partitioning within Mg–Ni silicate before crystallization and (2) Ni diffusion from spinel to Ni free olivine after crystallization.     

鲕状赤铁矿氢气低温还原焙烧机理探讨

考察了氢气气氛下还原时间、还原温度和还原度等对鲕状赤铁矿还原过程的影响。通过电感耦合等离子原子发射光谱仪(ICP-AES)、光学显微镜、X射线衍射仪(XRD)等表征手段对还原焙烧矿物及其磁选后精矿进行了表征。结果表明：随着氢气还原时间增加, 鲕状赤铁矿还原度逐步增大, 还原焙烧矿金属化率逐步增大。400 ℃下, 高纯氢气还原90 min, 所得焙烧矿经磁选后可获得精矿铁品位55.55%、回收率76.94%的指标。氢气低温还原赤铁矿还原过程为：Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe₃O_4-δ→FeO→Fe₃O₄ + Fe→Fe, 但从宏观看产物由Fe₃O₄直接变为Fe, 中间没有FeO产生。     

机械活化石墨-Fe2O3体系碳热还原反应的热力学分析

为揭示石墨的机械活化对石墨-Fe₂O₃体系碳热还原反应热力学的影响机理, 以机械力储能作为活化程度的量度, 探讨了石墨的储能对气化反应热力学、Fe₂O₃碳热还原反应热力学的影响。结果表明, 随着储能的增加, 石墨气化反应的平衡CO压力分数增大, 从而影响石墨-Fe₂O₃体系的碳热还原热力学, 具体为: 石墨储能导致铁氧化物的碳热还原温度降低, 使Fe₂O₃的各还原产物的热力学稳定区此消彼长。以临界储能19.05 kJ/mol为界限, 石墨-Fe₂O₃体系中Fe₂O₃的碳热还原遵循两种不同顺序: 储能低于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO→Fe; 储能高于19.05 kJ/mol时:Fe₂O₃→Fe₃O₄→Fe。     

印度尼西亚某红土镍矿还原焙烧-磁选试验

印度尼西亚某低品位红土镍矿含镍1.57%、含铁21.67%,其中镍主要以硅酸镍形式存在。为将该矿石的镍含量提高到6%以上以符合印度尼西亚政府对出口红土镍矿的规定,以硫酸钠和碳酸钠为助熔剂,进行了还原焙烧-弱磁选试验。试验结果表明,当煤用量为25%、硫酸钠+碳酸钠的配比和总用量分别为3∶1和20%、焙烧温度为1 200 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿细度为-0.074 mm占85%、磁场强度为96 kA/m时,可获得产率为22.06%、镍品位为6.05%、镍回收率为85.03%、铁品位为65.74%、铁回收率为66.92%的镍铁精矿,其镍品位超过印度尼西亚出口红土镍矿的品位下限。     

氢氧化钠焙烧钙热还原氟化稀土还原渣及其热力学分析

针对钙热还原氟化稀土还原渣,开展了直接酸浸实验、氢氧化钠焙烧-酸浸实验。结果表明,直接酸浸时稀土提取率约72%,而氢氧化钠焙烧-酸浸稀土提取率达92.3%。热力学分析和实验结果共同表明: 在298~1 300 K温度范围内,氢氧化钠与渣中DyF₃、CaCO₃和CaF₂反应,生成Dy₂O₃、NaF、CaO、Na₂CO₃和CO₂; 氢氧化钠能将氟化稀土转化为氧化稀土,这是稀土提取率提高的主要原因。     

温和条件下制备掺Ti4+磷酸铁的研究

为提高LiFePO₄的电性能，将LiFePO₄掺杂工序前置至磷酸铁的合成阶段，在磷酸铁的制备过程中添加Ti⁴⁺制备掺Ti4+磷酸铁。结果显示：Ti⁴⁺可以取代Fe³⁺进入磷酸铁晶格中；Ti⁴⁺掺入量的增加将会影响磷酸铁晶体的晶面间距，使得（002）晶面间距显著增大，且当Ti⁴⁺掺杂量为0.5%时，对磷酸铁晶面间距影响最大；晶面间距增大，有利于锂离子的脱嵌，磷酸铁锂的电性能增强；掺Ti⁴⁺的磷酸铁较未掺杂时，在600 ℃时出现了明显的晶型转变的吸热峰；掺Ti⁴⁺的磷酸铁的比表面积较未掺杂磷酸铁的比表面积显著提高，这说明掺Ti⁴⁺磷酸铁的化学活性提高，有利于提高磷酸铁锂的电性能；采用掺Ti⁴⁺磷酸铁为原料制备的磷酸铁锂，当钛含量为0.5%时，放电容量最高，即电容为0.2 C时，放电容量为160 mAh/g。