包头强磁粗精矿还原焙烧-磁性分离提高铁精矿品位及降低稀土、铌含量的研究

包头选矿厂现流程中强磁粗选铁精矿含稀土及铌矿物较高,用强磁精选分离铁与硅、稀土、铌,效果不很理想,稀土及铌矿物在强磁精选铁精矿中的损失率较高,对后续工艺回收稀土和铌都将产生较大影响。通过对强磁选粗精矿进行了还原焙烧—磁性分离的探索试验,取得了铁精矿含铁63.53%,铁回收率77.97%,其中含REO降至1.35%,Nb2O5降至0.16%,在铁精矿中稀土损失率降至6.04%,铌的损失率降至26.44%,分选指标较好。     

低品位稀土精矿球团高炉脱铁工业试验

工业试验是在小型试验基础上进行的.其内容包括低品位(REO30%)稀土精矿球团(以下简称稀土球团)高炉脱铁工艺参数测定,物料平衡测试,试验前和试验时环保测试及工业试验经济技术指标的确定.还对本工艺试验与矿热炉脱铁工艺进行了经济对比.试验证明稀土球团高炉脱铁工艺,技术和经济上是可行的.已经生产出1000余吨合格的脱铁渣(REO27%~33%,TEe≤1.0%,P_20_5<1.0%).     

包头“富铌低铁”精矿的烧结矿还原过程中铌行为的研究

摘自北京科技大学研究生何旭初的博士学位论文,导师:杨永宜教授、魏寿昆教授。 本文对包头“富铌低铁”精矿的烧结及其常压还原、高压还原、还原过程中炉料的变化和模拟高炉炉缸铌由渣进入铁液以及还原时铁液表面层NbC滞留带进行了研究。主要结果如下:Nb_2O_5被C或CO还原时的主要生成物是NbC;随着炉料中Nb_2O_5含量增加,铌的还原回收率下降;第三流程精矿中的Nb_2O_5含量以0.8～1.0%较合适;对人炉烧结矿进行适当的预处理有助于提高铌的回收率;添加H_3BO_3,在同     

稀土精矿焙烧过程中氯化铝对氟逸出的影响

对白云鄂博稀土精矿焙烧过程中氯化铝对氟逸出的影响进行了深入研究,焙烧过程加入氯化铝实现了较好的固氟效果。首先利用同步热分析仪分析了白云鄂博稀土精矿、氯化铝和稀土精矿-氯化铝混合物的热分解过程中的质量变化和热效应的变化,白云鄂博稀土精矿与结晶氯化铝混合物热分解反应发生在100~508℃;其次,分别研究了焙烧温度、矿铝比和焙烧时间对固氟效率的影响,在矿铝比1∶1、焙烧温度510℃、焙烧时间2 h时,固氟效率达到66.9%,稀土精矿焙烧过程中氟的逸出率由22.71%降至7.51%;最后,采用X衍射射线分析仪分别对白云鄂博稀土精矿、稀土精矿的焙烧产物、稀土精矿与氯化铝的混合焙烧产物进行了物相分析,精矿中的氟以AlF₃形式固存在焙烧产物中。     

低品位难选铁矿在直接还原过程中渣铁分离的研究

本文在分析了低品位难选铁矿在还原过程中的结晶化学反应的基础上，研究了还原温度对铁晶粒的兼并长大和渣铁分离的影响。同时也研究了还原铁粉对还原过程的催化作用和渣铁分离的影响。     

氯化铵焙烧法从中品位氟碳铈矿精矿提取稀土的研究

采用氯化铵焙烧法分解中品位氟碳铈矿精矿(REO～30%),热水浸取焙砂后,浸取液采用环烷酸全捞制备氯化稀土产品。研究了氯化反应温度、氯化剂用量及氯化时间等因素对稀土氯化率的影响。将中品位氟碳铈矿精矿与2倍氯化铵混合并加入少量添加剂,在480℃焙烧1.5h,焙砂用90℃热水浸取得氯化稀土浸出液,稀土收率为82.8%,浸出液进一步用环烷酸全捞,浓缩结晶得相对纯度为99.2%的氯化稀土产品。     

某低品位复杂稀土精矿中提取稀土的研究

对某低品位复杂稀土精矿采用传统的浓硫酸低温焙烧工艺,可以较好的浸出稀土和铍,浸出率分别达到95%和90%以上,但钽、铌浸出率只能达到40%左右;采用添加活化剂后,可使钽铌的浸出率提高到80%,同时稀土和铍的浸出率也分别达到97%和99%;将水浸液采用添加草酸沉淀稀土,经过煅烧后成稀土氧化物后稀土总量达到86%,将稀土氧化物采用盐酸溶解后,通过调整pH值,除去部分杂质,采用碳铵沉淀稀土,得到碳酸稀土,非稀土杂质小于2%.     

对包钢选矿厂重选稀土粗精矿提高品位的试验研究

前言试验根据76年5月包钢革综字第126号下达:“用选矿厂 TR_2O_3为25%的稀土粗精矿作为原料进行精选,要求稀土精矿品位 TR_2O_3≥60%回收率>50%”。文中并明确指出获得高品位稀土精矿对于“满足当前湿法冶炼的急需,具有重大的现实意义”,同时规定“该项任务由冶金研究所、有色三厂负责,选矿厂参加。5月份在有色三厂进行小型试验,6月份对小型试验结果进行审定”。试验在三厂党委领导下,以选冶车间为基点,由有色三厂、冶金     

添加剂CaO对含金、银硫精矿氧化焙烧过程的影响

云南某含金、银硫精矿硫品位 44.24%,金、银品位分别为 3.07g/t、36.3g/t,金主要以裸露金的形式存在,银主要以硫化银和硫化物包裹银的形式存在。氧化焙烧预处理后,金、银浸出率分别为 79.66%、68.13%,高温下氧化铁会出现熔融状态,对金、银进行二次包裹。加入焙烧添加剂 CaO,金浸出率提高至86.56%,银浸出率提高至 68.43%。CaO 与 Fe2O3、SiO2 的亲和力大于 ZnO,焙烧过程加入 CaO 与 ZnO·SiO2、PbO·SiO2 与 FeO·SiO2 反应,形成 CaO·SiO2,阻碍致密 ZnO·SiO2、PbO·SiO2 和 FeO·SiO2 形成,减少其对金、银的包裹,焙砂硅酸盐包裹金由 0.52g/t 降低至 0.13g/t。     

还原剂对低品位红土镍矿选择性还原过程的影响

选取3种还原剂研究它们对某低品位红土镍矿选择性还原过程的影响。结果显示,在相同还原剂用量下,选择性还原效果顺序是褐煤烟煤焦粉;在相同固定碳量(褐煤6%和焦粉3%)时,褐煤6%作还原剂时,选择性还原效果更好。通过X射线衍射(XRD),扫描电镜和能谱仪(SEM-EDS)和还原剂反应性等分析可知,保证弱还原气氛非常重要,保证低用量的还原剂对镍的选择性还原有利;在弱还原气氛、固定碳量一致时,应选择灰分成分含硅少、钙铁多的还原剂对选择性还原有利,但由于还原剂本身用量低,因此还原剂带入的灰分对整个焙烧体系而言起到的作用不大;选择反应性好的还原剂亦非常重要,反应性好的还原剂在反应初期发生剧烈的气化反应,利于易还原的镍氧化物的还原。确定选用褐煤作还原剂、用量6%,此时得到了镍品位3. 99%、镍回收率92. 79%的镍铁产品。     

还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na₂CO₃,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na₂CO₃时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na₂CO₃,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.     

低品位氧化锌矿石铁还原度对硫酸浸出锌的影响

研究了低品位氧化锌矿石的微波还原焙烧—硫酸浸出锌,考察了微波功率、活性炭粉加入量和微波加热时间对矿石中铁还原度及铁还原度对锌、铁浸出率的影响。结果表明:低品位氧化锌矿中铁的还原度随微波功率、活性炭粉加入量和加热时间的增大而增大,锌浸出率随铁还原度的增大而升高;铁还原度控制在60%以下,用质量浓度为80g/L的硫酸溶液浸出,锌浸出率为85.36%,铁浸出率为33.75%。     

低品位铁矿石直接还原过程铁颗粒生长和解离特性

对某低品位铁矿直接还原过程中金属铁颗粒的生长和解离特性进行了研究,重点讨论了还原剂用量和还原时间对铁颗粒长大的影响.X射线衍射和扫描电镜分析结果表明:减少还原剂用量能减弱还原气氛,减少结晶中心的生成,有利于铁颗粒的聚集长大,但因为部分铁损失于脉石中,所以限制了铁晶核的进一步长大;延长还原时间能有效地促进铁颗粒的聚集长大,并降低铁产品的活性,防止再氧化;还原矿中非晶态物质的生成以及金属铁和脉石的硬度差异,有利于金属铁颗粒的粗磨单体解离.     

锌精矿水分对焙烧过程影响的生产实践

从沸腾焙烧原理分析出发,结合锌精矿水分变化的影响机理与实际生产指标变化,分析了152 m2沸腾焙烧炉生产过程中,入炉锌精矿水分对焙砂可溶硫、制酸净化稀酸酸浓及生产效率的影响,并对其进行总结,摸索出最佳控制范围,助力企业降本增效、优化生产指标.     

高磷稀土精矿的碳热还原过程研究

采用63kVA直流矿热炉,对高磷稀土精矿直接进行碳热还原,制备高品位稀土硅化物合金。冶炼过程中生成的废渣很少,炉底不上涨,炉内碳热还原反应进行得较为彻底,稀土几乎全部进入产品合金当中。同时,对稀土精矿中的主要有害杂质磷在冶炼过程中及在矿热炉内的行为进行了深入的研究,提出了最大限度减少磷进入产品合金的策略。实验得到的稀土硅化物合金具有独特的组织结构,与众不同的抗水化性,其粉化特性也与传统观点有较大的差异。     

高硅低品位钼矿焙烧过程的研究

本文从冶金物化的角度，探索研究了高硅低品位钼矿焙烧工艺的特点，对工艺过程参数的确定作了深入的探讨，为开发利用该类资源提供了参考。     

对于用石灰焙烧法处理低品位钼精矿的研究

研究了用石灰焙烧法从低品位钼精矿中提取铜。其方法为:先用熟石灰焙烧精矿,接着用稀释H_2SO_4溶浸焙砂。采用了各种不同的试验条件,如熟石灰对精矿的不同比率、不同温度、不同焙烧周期及不同溶浸条件等,使试验条件获得最佳化。当加料中熟石灰     

某低品位二氧化锰还原焙烧矿粉的浸出试验研究

二氧化锰矿经还原焙烧后用硫酸浸出特性的研究,是高效利用锰矿资源的基础性工作。试验在某研究院自主研制的还原焙烧设备中取得的二氧化锰还原率94.67%的矿粉,通过浸出试验研究,获得了该还原焙烧矿粉的最佳浸出条件:粒度-0.15 mm、酸矿比0.64~0.70、温度60~80℃、时间60 min。最后经条件验证试验,锰浸出回收率可达91%以上。