铜渣碳热还原过程中二氧化硅固溶体的形成机理

铜渣是铜火法冶炼过程中产生的主要固体废弃物,碳热还原可实现其主要物相铁橄榄石的分解,有利于后续铁的富集.本文利用XRD、SEM和EDS对铜渣碳热还原过程中的反应行为进行研究,借助碱浸实验考察了焙烧产物中二氧化硅(SiO2)固溶体的溶解性,并通过XPS及TEM分析结果探讨SiO2固溶体的形成机理.结果表明:铜渣中的主要物...     

选铁尾矿和钛精矿直接还原-磁选工艺回收铁实验研究

针对铁品位较低的选铁尾矿和钛精矿,探索了直接还原-磁选回收铁的工艺。综合考察了配碳量、焙烧温度、保温时间和冷却方式对直接还原金属化率的影响,找出了实验最优指标。通过XRD和化学分析讨论了不同焙烧温度下还原过程中物相的变化。结果表明:选铁尾矿中二价铁主要存在的物相(Fe,Mg)(Ti,Fe)O3在1300℃下较充分的被还原为金属铁。钛精矿中三价铁主要存在的物相Fe2TiO5在1300℃下较充分的还原为金属铁。在配碳量为6.29%,焙烧温度1300℃,保温时间1.0 h的最优条件下,选铁尾矿铁回收率达到80%,铁品位58%。在配碳量为10.36%,焙烧温度1300℃,保温时间1 h条件下,钛精矿铁回收率达到95%,铁品位78%。     

低品位红土镍矿直接还原焙烧-磁选试验研究

近年来,随着高品位硫化镍矿的枯竭及国内不锈钢产业的快速发展,低品位红土镍矿已经成为生产镍铁产品的主要原料.为了解决红土镍矿的合理利用问题,以红土镍矿为原料,煤粉为还原剂,采用直接还原法将矿石中的镍还原成了金属镍,经磁选分离使镍得到富集.考察了还原温度,还原时间,原料粒度,配煤量对镍回收率的影响.通过试验得出的最佳工艺条件为:原料粒度-0.074 mm、配煤量4％、还原剂粒度0.177～0.25 mm、还原温度1200℃、还原时间90min;得到的焙烧产物细磨至-0.048 mm,并在0.4T的磁场强度下扫选.在0.1T精选后,镍的品位为6.4％,镍的回收率为90％.     

选择性还原-磁选回收镍渣中的有价金属

采用选择性还原-磁选工艺富集某镍渣中的镍、铜,通过控制还原过程参数实现选择性还原。结果表明：添加熔剂并适当提高渣料的碱度（CaO与SiO2质量比）有助于镍、铜的富集;对碱度0.15、还原温度1200℃、还原时间20 min、内配煤量5%（质量分数）的优化条件下得到的还原样品,通过磨矿-磁选获得镍、铜、铁品位分别为3.25%、1.20%、75.26%的精矿,镍、铜、铁的回收率分别为82.20%、80.00%、42.17%,实现了镍、铜相对于铁的选择性富集;选择性还原-磁选没有显著降低S、P的含量,两者在工艺过程中的行为需要进一步研究。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

铜渣还原活化制备新型胶凝材料与矿山充填的应用

以铜渣为研究对象,煤炭作为还原剂,石灰作为活化剂,对铜渣进行高温熔融还原回收铁和渣相重构活化,研究了不同温度、煤炭和石灰含量、还原渣粒度对铁的回收率和胶凝材料抗压强度的影响。结果表明:在铜火法冶炼产生的铜渣温度范围内,可以满足铜渣还原回收铁的要求。石灰和还原剂在还原渣的物相重构中起到了关键作用。另外,在温度为1400℃、石灰39 g、煤炭13 g条件下,铁的回收率达89.6%,以产生的还原渣制备胶凝材料的抗压强度28 d时达到9.7 MPa。并且还原渣与尾砂调配制备的新型胶凝材料,其28 d后的抗压强度均满足矿山充填的要求。     

不锈钢电弧炉粉尘直接还原回收工艺研究

电弧炉粉尘巳被列为有害废物，直接还原回收粉尘中有价金属不仅可保护环境，而且可充分利用宝贵的金属资源。采用中频感应电炉模拟电弧炉冶炼工艺进行了A、B、C和D系列实验研究。通过气体成分的检测、钢锭和炉渣的成分分析，了解工艺参数对还原过程的影响，认为电弧炉粉尘直接还原回收工艺切实可行，不影响钢产品质量，为该新工艺的生产实践提供了依据。     

高铬型钒钛磁铁精矿煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬的行为（英文）

高铬型钒钛磁铁精矿的煤基直接还原过程中·V2O3和FeO·Cr2O3的还原行为对其高效综合利用产生决定性的影响。采用XRD、SEM及EDS等手段对直接还原产物进行分析,分别考察碳铁摩尔比和温度对煤基直接还原-磁选分离过程中钒和铬行为的影响。结果表明:当碳铁摩尔比(n(C)/n(Fe))从0.8增大到1.4时,V和Cr的回收率分别从10.0%和9.6%增大到45.3%和74.3%。当n(C)/n(Fe)为0.8时,在1100~1250°C的温度范围内,V和Cr的回收率始终低于10.0%;而当n(C)/n(Fe)为1.2时,随着温度从1100°C升高到1250°C,V和Cr的回收率分别从17.8%和33.8%增大到42.4%和76.0%。当n(C)/n(Fe)低于0.8时,由于含碳还原剂的量不足,绝大多数FeO·V2O3和FeO·Cr2O3不能被还原成碳化物,且温度(1100~1250°C)对其还原行为的影响甚微。在更高的n(C)/n(Fe)下,由于含碳还原剂的量充足,FeO·V2O3和FeO·Cr2O3的还原率大幅提高,且更高的温度能有效地促进碳化物的生成。新生成的碳化物溶解在γ(FCC)相中,并在磁选过程中与金属铁同时回收。     

关于回收未泥中铁的研究现状

回收赤泥中的铁是赤泥综合利用的重要课题，各国氧化铝厂及科研人员都在争相研究这一难题。文中介绍了前苏联、日本、德国、美国、匈牙利及我国关于回收赤泥中铁的研究现状。美国、日本、前苏联等国家在此方面的研究获得了专利。但由于赤泥的化学和矿物成分不同，铁含量各异，应根据赤泥的特点，采用相应的工艺对其中的铁进行回收。     

关于回收赤泥中铁的研究现状

回收赤泥中的铁是赤泥综合利用的重要课题，各国氧化铝厂及科研人员都在争相研究这一难题。文中介绍了前苏联、日本、德国、美国、匈牙利及我国关于回收赤泥中铁的研究现状。美国、日本、前苏联等国家在此方面的研究获得了专利。但由于赤泥的化学和矿物成分不同，铁含量各异，应根据赤泥的特点，采用相应的工艺对其中的铁进行回收。     

红土镍矿深度还原-磁选工艺富集镍和铁（英文）

提出采用"深度还原-磁选"工艺从红土镍矿中富集镍和铁。结果表明,在还原温度1275℃、还原时间50 min、渣相碱度1.0、配碳系数2.5和磁场强度72 kA/m的条件下,可得到镍品位为6.96%、回收率为94.06%和铁品位为34.74%、回收率为80.44%的镍铁精矿产品。分析表明,还原温度和时间影响深度还原发生的可能性及反应进度,渣相碱度影响炉料中渣的组成及镍铁元素从基体中溢出富集形成镍铁颗粒的速度,深度还原反应过程中镍铁颗粒生成、聚集并逐渐长大,经磁选后可有效促进镍铁矿物与脉石矿物分离。     

高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂还原焙烧脱磷机理(英文)

高磷鲕状赤铁矿是一种典型的难处理铁矿石,采用常规的选矿方法难以得到较好的提铁降磷指标。采用添加脱磷剂还原焙烧,然后对焙烧产物进行两段磨矿磁选来处理此类矿石,获得了较好的选别指标。实验结果表明,铁的品位从43.65%(原矿)提高到90.23%(磁选精矿),磷含量从0.82%(原矿)降低到0.06%(磁选精矿),铁的回收率达到87%。采用XRD、SEM、EPMA等分析方法对焙烧产物进行脱磷机理研究。结果表明,在还原焙烧过程中,原矿中有20%的磷灰石生成单质磷随气体挥发,80%的磷灰石没有参与生成单质磷的反应,仍以磷灰石的物相存在于焙烧产物中,而通过磨矿磁选被脱除到尾矿中。磁选精矿中少量的磷以磷灰石的形态存在。在焙烧过程中,加入的脱磷剂与原矿中的脉石矿物(SiO2、Al2O3)反应生成铝硅酸钠,此反应部分破坏原矿的鲕状结构,充分改善焙烧产物中矿物的单体解离程度,有利于后续的磨矿磁选。     

Iron extraction from lead slag by bath smelting

A new bath smelting process was proposed to recover iron for solid wastes reduction. 99.79% of iron metallization, 99.61% of iron recovery, pig iron with 93.58% Fe, 0.021% S, 0.11% P, 1.38% C, 0.22% Si, 0.01% Pb and 0.031% Zn were achieved after the wastes were smelted at 1575 °C for 20 min under C/Fe molar ratio of 1.6 and basicity of 1.2. The produced pig iron could be used in steel-making. This study provides a way for recycling iron from smelting slag and hydrometallurgical residue.     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

Enhancement of pentlandite surface magnetism and implications for its separation from serpentine via magnetic separation

The magnetism of pentlandite surface was enhanced through the selective precipitation of micro-fine magnetite fractions on pentlandite surfaces. This was achieved through adjustment of slurry pH and addition of surfactants. The results showed that at pH 8.8 with the addition of 100 g/t sodium hexametaphosphate, 4.5 L/t oleic acid, and 4.5 L/t kerosene, significant amount of fine magnetite particles adhered to the pentlandite surface, while trace amount of coating was found on serpentine surfaces. Thus, the magnetism of pentlandite was enhanced and pentlandite was well separated from serpentine by magnetic separation under the magnetic field intensity of 200 kA/m. Scanning electron microscopy (SEM) and zeta potential measurement were performed to characterize changes of mineral surface properties. Calculations of the extended Derjaguin–Landau–Verwey–Ocerbeek (EDLVO) theory indicated that, in the presence of surfactants the total interaction energy between magnetite and pentlandite became stronger than that between magnetite and serpentine. This enabled the selective adhesion of magnetite particles to pentlandite surfaces, thereby enhancing its magnetism.     

Recovery of iron from waste ferrous sulphate by co-precipitation and magnetic separation

Magnetite concentrate was recovered from ferrous sulphate by co-precipitation and magnetic separation. In co-precipitation process, the effects of reaction conditions on iron recovery were studied, and the optimal reaction parameters are proposed as follows: n(CaO)/n(Fe²⁺) 1.4:1, reaction temperature 80 °C, ferrous ion concentration 0.4 mol/L, and the final mole ratio of Fe³⁺ to Fe²⁺ in the reaction solution 1.9–2.1. In magnetic separation process, the effects of milling time and magnetic induction intensity on iron recovery were investigated. Wet milling played an important part in breaking the encapsulated magnetic phases. The results showed that the mixed product was wet-milled for 20 min before magnetic separation, the grade and recovery rate of iron in magnetite concentrate were increased from 51.41% and 84.15% to 62.05% and 85.35%, respectively.     

采用固相还原法利用工业废渣治理铬渣

采用高温固相还原法,选用廉价工业废渣———鼓风炉渣M作还原剂,利用M渣中残余的C将铬渣中主要以Na2CrO4形式存在的Cr(Ⅵ)还原成Cr(Ⅲ),实现对铬渣的解毒处理。研究了温度、反应时间、铬渣质量分数的影响,确立了实验优化条件,并对终渣的安全性进行了分析。结果表明:质量分数为23%的铬渣在1 350℃反应2 h,终渣中Cr(Ⅵ)浸出值仅为0.063 mg/L,远低于国标GB5085.3—1996规定限值1.5 mg/L,该方法简单、以废治废、解毒彻底,并利用终渣制备了高掺量废渣空心砌块,强度等级达到《GB 8239—1997普通混凝土小型空心砌块》MU7.5要求,可作建筑物承重墙使用,满足我国废渣治理大力提倡的无害化、资源化要求,成为铬渣处理处置的一种新途径。