碳直接还原富铌渣制取铌铁合金温度的影响

本文对使用纯石墨碳粉对低品位富铌渣直接还原进行了研究。通过在同组前辈对气基选择性还原含铌矿粉制取富集铌的较佳实验条件之上,将还原得到含铌矿粉通过渣金熔分得到金相和渣相,而后使用纯石墨碳粉对富铌渣进行直接还原,对比不同温度情况下生成铌铁合金中铌的收得率,通过实验数据综合分析得到还原实验条件:1550℃时碳直接还原富铌渣生成铌铁合金可达到较优状态,铌得收得率为73.94%。     

低品位铌精矿二步电炉熔炼Nb-Fe合金

采用含碳冷固结球团--- 二步电炉熔炼工艺对包头中贫氧化矿浮选铌精矿进行了熔炼试验研究。第一步可实现脱铁、磷、硫, 得到富铌渣;第二步再经电炉还原, 得到合格的铌铁合金。温度、碱度和还原剂是影响铌熔炼的主要因素。对于含Nb₂O₅ 1.16%, Fe 45.68 %及P 0.32%的原料, 经所制定的工艺熔炼, 可得到含Nb ≥10%, Nb/P ≥10的铌铁合金, 全流程铌的收率达到75 %。     

铌精矿配碳球团熔分过程与元素迁移试验研究

以白云鄂博铌精矿及半焦粉为原料，使用高温热台原位观察碱度对配碳球团还原产物熔分过程的影响。在不同熔分条件下对最佳碱度的样品进行淬火并制样，采用SEM-EDS分析熔分过程中元素迁移规律，采用XRD、同步热分析仪以及ICP相结合定量分析了熔分过程中Nb、Si元素反应率。结果表明：二元碱度为1.0时能够有效抑制熔分过程中渣液喷溅现象并提高熔分效果。在碱度1.0条件下，1 350℃时渣中SiO₂在渣金界面发生还原反应并进入铁相，1 400℃保温2 min后在渣金界面上铁液中C优先与渣中铌氧化物发生还原反应生成NbC。少量NbC溶入铁相，其余大部分NbC将粒铁包裹形成滞留带，阻碍渣金界面传质，降低还原反应速率。1 400℃保温10 min后，Nb、Si元素的反应率分别为36%和1.7%。Ti、RE元素在熔分过程中全程不参与反应。     

生物质分离氧化型锰银矿工艺研究

利用生物质(植物副产秸杆、粮食加工副产壳类等)还原浸出锰银矿, 然后再从浸出渣中提取银, 从而实现的锰、银分离。玉米秸杆还原浸锰条件为: 降解糖化液体积与精矿质量比(L/D)为3、秸秆粉95 ℃预降解糖化0.5 h、n(H₂SO₄)/n(Mn)=1.4、秸秆/矿粉质量比为0.275、95 ℃浸出时间5 h, 锰浸出率约92%; 浸锰渣浸银NaCN用量3 kg/t_渣、常温浸银时间3 h时, Ag的浸出率达92.20%。     

复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣冷却结晶富集铌试验

针对白云鄂博铁铌稀土复杂多金属矿中铌矿相种类多、性质差异大、难以利用的难题,提出了复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣控温冷却定向结晶富集铌新工艺,考察了碱度(CaO/SiO₂比值)、铁还原率、冷却速度对渣中富铌矿相粒度、形貌与组成的影响。结果表明,铌主要富集于铈铌钙钛矿相,碱度是影响结晶矿相组成的关键因素,而铁还原程度不影响结晶矿相组成。降低冷却速度可以有效提高富铌矿相粒度。     

含碳球团还原熔分综合利用硼铁精矿新工艺

基于硼铁矿资源综合利用的现状和转底炉珠铁工艺的基本特点, 提出了含碳球团还原熔分综合利用硼铁精矿的新工艺。在实验室条件下, 以硼铁精矿和碳质还原剂为原料, 系统研究了焙烧温度、配碳量(C/O摩尔比)、还原剂种类、熔融保持时间等因素对球团还原熔分过程的影响, 以及熔分产物的基本特性。试验结果表明: 焙烧温度过高或过低均不利于熔分; 提高配碳量有助于缩短还原熔分时间; 煤灰熔点对熔分有较大影响; 随着熔融保持时间的延长渣中FeO含量降低。优化的工艺参数为: 以无烟煤为还原剂, 配入量为C/O=1.2, 焙烧温度为1 400 ℃, 焙烧时间为15 min。此时, 渣铁分离彻底, 得到含硼元素0.065%的纯净珠铁和B₂O₃品位为20.01%的富硼渣, 珠铁中铁的收得率在96.5%以上, 富硼渣中硼的收得率在95.7%以上。经缓冷处理, 富硼渣主要由遂安石和橄榄石两相组成, 活性达86.46%。含硼珠铁和富硼渣分别是钢铁和硼化工工业的优质原料, 该工艺可为我国低品位硼铁矿的综合利用提供一种新思路。     

新疆阿希金矿含砷难处理金精矿两段焙烧工艺

研究新疆阿希金矿含砷复杂金精矿的焙烧—浸出过程。结果表明,两段焙烧能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1 h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1 h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2 h,控制终点pH值1.0¹.5,酸浸渣细磨至-38μm约占90%,氰化钠用量为6 kg/t-酸浸渣,氰化浸出48 h,金浸出率达到92.94%。     

包头白云鄂博资源中铌、钪提取技术取得突破

包头稀土研究院课题组对包头白云鄂博资源中铌、钪综合提取技术研究取得突破性进展,在实验室完成了对白云鄂博选铌尾矿中钪的提取及铌精矿还原熔分富铌渣中铌、钛、钪和稀土的综合提取技术,选铌尾矿中钪的提取率大于90%,富铌渣中铌、钛、钪和稀土的综合提取率     

冶金渣中铌矿物的缓冷催化结晶

本文重点对包头转炉渣进行了铌矿物的缓冷催化结晶研究。当应用合理的结晶催化剂和缓冷制度对含铌渣进行处理时,渣中铌晶化率可达到80%左右,铌矿物平均粒度由3.78μm 长大到48.05μm,增大约13倍,达到了机械选矿的粒度要求。由光学显微镜、X 射线粉晶衍射仪、扫描电子显微镜及能谱仪等手段研究表明,缓冷渣中的含铌矿物为铌-红钛锰矿,其Nb_2O_5 含量为25—57%。此外,渣中尚有锰铁橄榄石和玻璃相。     

高铁铌中矿浸出除铁试验研究

以铌中矿为样品,采用盐酸常压浸出除铁.试验结果表明:在样品细度-200目75%、液固比4 ∶ 1、盐酸浓度20%、温度85℃、浸出时间4 h的条件下,铁矿物浸出率达到76.63%,铌的浸出率仅为5.81%.     

辽宁某氰化尾渣中铁、铅综合回收试验研究

摘 要 辽宁某黄金冶炼企业氰化尾渣中铁、铅含量分别为35.93%、3.88%,具有一定的综合回收价值。针对此尾渣开展了还原焙烧—熔分法回收铁和铅的试验研究,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量 和添加剂用量对铁金属化率和铅挥发率的影响。结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、焙烧时间为60 min、焦粉用量为20%、CaO用量为25%的条件下,氰化尾渣的铁金属化率和铅挥发率分别达到99.85%和95.92%;X射线 衍射和扫描电镜分析结果表明,添加剂CaO可以促进焙烧过程中铁还原、铅挥发和金属铁颗粒的聚集长大,并且具有一定的脱硫作用。将焙烧渣在1 600 ℃下熔分1 h,可获得TFe品位达90.02%、硫含量为0.016%、铁回 收率为88.92%的铁锭。熔分渣的各项毒性浸出指标远低于控制标准,实现了氰化尾渣的无害化、资源化利用。     

内配碳固态还原钒钛磁铁矿试验研究

对内配碳-电炉固态还原-球磨-强磁选-尾矿酸化氧化浸出五氧化二钒工艺进行了研究, 讨论了不同的还原剂以及还原剂用量、还原温度、还原时间等因素对固态还原钒钛磁铁矿的影响。研究结果表明, 最佳的工艺参数为: 有机粘结剂用量为2%、无烟煤还原剂用量为矿量的30%、还原时间60 min、还原反应温度1200 ℃、磁选场强0.12 T、磁选尾渣浸出硫酸浓度为25%、液固比4∶1、氯酸钠氧化剂用量为尾矿质量的5%、浸出温度为常温、浸出时间180 min。此条件下, 磁选铁精矿经800 ℃氢还原30 min后, 所得铁粉金属铁品位大于96%, 达到化工铁粉质量要求。磁选尾渣经氧化浸出后, 溶液中五氧化二钒的浸出率大于76%, 浸出渣即钛精矿品位大于37%。     

某铂钯氧压浸出渣浮选精矿的氢氧化钠脱硫实验研究

对某含较多单质硫及铜、镍、铁等金属硫化物的浮选精矿进行了脱硫实验研究。考察了氢氧化钠直接浸出和氢氧化钠氧压浸出脱硫工艺及工艺条件。实验结果表明, 当液固比4∶1、温度90 ℃、碱浓度2 mol/L、保温时间1 h时, 氢氧化钠直接浸出脱硫, 脱硫率仅为18%左右;氢氧化钠氧压浸出时, 当液固比为3∶1、碱浓度2 mol/L、搅拌速度400 r/min、150 ℃下保温2 h后通入氧气, 保持氧分压为0.7 MPa, 继续反应3 h得到氧压浸出渣脱硫率为48.78%。     

锌系统沉铁渣综合回收工艺优化研究

对侧吹烟化炉中处理锌系统沉铁渣时粉煤用量、Fe₂O₃/SiO₂比、CaO/SiO₂比、反应温度、反应时间对熔炼过程的影响进行了研究, 确定了最优工艺技术参数。结果表明, 在m_粉煤/m_渣样=1/2.8, CaO/SiO₂=0.75, Fe₂O₃/SiO₂>1, 烟化温度1 250 ℃, 烟化时间1 h条件下获得铅锌挥发率均大于96%。     

硫酸渣脱硫试验研究

介绍了硫酸渣利用技术发展状况及焙烧硫酸渣特性,通过试验确定化学法处理硫酸渣最佳工艺条件：浸出剂为王水,药剂用量为5％,药剂浓度50 g/L,反应温度70 ℃,浸出时间2 h。试验得到的铁精矿品位60.70%,回收率98.50%,脱硫率62.10％,含硫量0.27%。在试验的基础上对硫酸渣浸出机理进行了分析,指出了浸出剂对CaSO₄溶解、对金属硫化物氧化溶解、对碱性氧化物溶解的促进作用,同时指出水洗也是化学法处理硫酸渣工艺的关键,水洗既可以促进可溶性物质的溶解,也可以清除可溶性物质的附着。     

甲酸还原硫酸浸出低品位氧化锰矿

研究了甲酸作为还原剂在硫酸介质中还原浸出低品位氧化锰矿的工艺。采用单因素试验研究了甲酸用量、硫酸浓度、反应温度、反应时间及液固比对锰、铁、铝3种金属浸出率的影响。利用XRD和SEM对矿粉和矿渣的成分和表面形貌进行了分析和表征, 利用响应曲面法对还原浸出条件进行了优化。结果表明, 各因素影响浸出率的主次顺序为甲酸用量>硫酸浓度>反应温度>反应时间。当硫酸体积分数为15%, 液固比为6, 甲酸用量0.4 mL/g, 反应时间2 h, 反应温度90 ℃时, 锰浸出率最大, 为90.05%, 此时铁和铝浸出率为80.07%和31.55%。     

用黄崖洞高纯铁精矿制取还原铁粉

以对山西黎城黄崖洞铁矿石进行选矿试验获得的高纯铁精矿为原料,采用固体碳粗还原-氢气精还原常规工艺进行制取还原铁粉的试验研究,结果表明,选取产自黎城附近的无烟煤和产自黎城境内的石灰作还原剂和脱硫剂,在还原剂用量为铁精矿量的1.5倍、脱硫剂用量为还原剂量的14%、还原温度为1 200 ℃、还原时间为3.5 h、料罐出炉温度为400 ℃的条件下进行粗还原,粗还原铁粉在温度为850 ℃、时间为 2.5 h的条件下进行H₂还原,可制得化学成分（除酸不溶物外）和工艺性能与瑞典霍格纳斯名牌NC100.24铁粉及国标一级FHY100.25铁粉相近的较优质还原铁粉。     

滇西某尾矿回收硫铁矿物的试验研究

试验针对以磁黄铁矿为主的硫铁尾矿进行了选矿研究,根据试验结果推荐合理的工艺流程为浮-磁-再磨-浮选联合流程。通过该流程可以获得两个不同级别的硫精矿(含硫38.21%与29.35%),硫总回收率为93.74%;铁精矿含铁63.88%,含硫1.66%,铁回收率为23.29%。硫含量超标的铁精矿可以降价出售,作为低硫铁矿的配矿使用,也可以作为加重剂单独使用。