硫化镍精矿焙烧动力学研究

用沸腾床研究了金川硫化镍精矿和天然纯镍黄铁矿焙烧动力学。利用H_2O_2溶液吸收SO_2、测其电导率、自动记录焙烧曲线。求得两种矿物的表面活化能分别为174.4和109.6kJ/mol。焙砂经电镜检验表明:进行部分氧化焙烧时,两种矿的镍黄铁矿粒内都发生铁向外、镍向内的金属离子逆向迁移。铁的硫化物优先氧化,形成铁的氧化物壳层,而镍则富集在矿粒内部,与硫共存,不氧化。     

钼精矿氧化焙烧脱硫的研究

在八层焙烧炉内采取同一焙烧制度,辽宁钼精矿脱硫合格率高于陕西钼精矿。本文从理论和实验两方面研究其原因,并对陕西矿的焙烧工艺采取降温措施防止过热而产生烧结,使其脱硫合格率达到与辽宁矿相同的标准。     

氧化-硫化焙烧法处理高砷矿物原料的研究

对氧化物体系Ｃｕ－Ａｓ－Ｏ,Ｆｅ－Ａｓ－Ｏ和硫化物体系Ｃｕ－Ａｓ－Ｓ,Ｆｅ－Ａｓ－Ｓ的热力学分析表明,热力学稳定的砷化物为Ｃｕ３Ａｓ,Ｃｕ３（ＡｓＯ４）２,ＦｅＡｓ２,ＦｅＡｓＯ４．当有硫化剂存在时,在弱氧化气氛下进行氧化－硫化焙烧,将有利于ＦｅＡｓＳ分解,并生成毒性低的砷硫化物．分别在含金砷精矿和含砷铜精矿中添加黄铁矿进行沸腾焙烧工艺试验,砷的挥发率都在８５％以上,试验结果对高砷矿物原料脱砷工艺具有应用价值．     

氧化过程对钛磁铁矿精矿球团焙烧固结的影响

本文研究了攀枝花钛磁铁矿精矿球团在回转窑加热时的氧化过程,论述了球团氧化程度与成品球团质量的关系和加快球团氧化速度的途径。     

氢氧化钠焙烧硼精矿提取硼砂的研究

为更加合理、有效的利用硼精矿,针对目前硼精矿冶炼过程中存在的问题提出工艺改进,以辽宁硼精矿为原料,采用氢氧化钠钠化焙烧的方法处理得到熟料,熟料经溶出、过滤、分离得到B_2O_3溶液和提硼渣,碳分含硼溶液得到硼砂产品.考察了碳分温度、碳分终点pH值和碳分B_2O_3浓度对硼砂回收率的影响.最佳工艺条件为:碳分温度20℃、碳分终点pH值9. 5、碳分B_2O_3浓度25 g/L,该条件下硼砂回收率为84. 6%.采用XRD、SEM和ICP分析了硼砂产品的组成、结构和成分,结果表明,该硼砂为晶型发育良好的块状结构,且纯度为97. 6%.     

两段焙烧强化含铼低品位钼精矿的氧化分离

针对氧化焙烧法处理低品位钼精矿中存在的钼氧化不完全、铼难挥发分离、有价元素(钼和铼)回收率较低等问题,采用焙烧试验、热重、物相和显微结构分析等研究两段焙烧强化氧化含铼低品位钼精矿中钼、铼的工艺及原理。研究结果表明:两段焙烧是实现钼、铼充分氧化的有效处理工艺。该工艺通过调节两段的温度和气流方向,改善气固对流条件,减小氧化焙烧过程的氧化差异,促进含钼和含铼矿物的深度氧化。在最佳工艺条件下(Ⅰ段焙烧温度675℃,焙烧时间1 h,气流由下至上;Ⅱ段焙烧温度625℃,焙烧时间2 h,气流由上至下),最终焙烧过程铼挥发率可达77.21%,焙烧产物中可溶钼质量分数提高到83.98%。相较于一段焙烧,两段焙烧各层产物的物相组成及微观结构一致,不存在未氧化的辉钼矿(MoS2)和氧化不完全的低价钼氧化物(MoO2),钼主要以MoO3形式存在。     

多金属硫化精矿综合利用的研究——七宝山多金属硫化精矿氯盐浸出

采用氯盐溶液对七宝山多金属硫化精矿进行了一系列的浸出试验。比较了不同浸出剂组成的浸出效果和浸出时溶液的电位变化。试验结果表明,含 Cu~(2 )离子的浸剂特别适于浸出含锌的复杂硫化矿。用 CuCl_2 FeCl_3溶液进行二段递流浸出,浸出率大都在95%以上。文中对所得结果作了讨论。     

凹山磁铁精矿球团焙烧特性研究

研究了马钢凹山磁铁精矿球团的氧化焙烧制度对成品球团矿质量的影响．研究结果表明：在焙烧时间为１５ｍｉｎ，焙烧温度为１２５０℃时，球团矿强度可达３０００Ｎ／个．亚铁含量在氧化时间１８ｍｉｎ时，可降至３％左右．生产优质球团矿的最佳焙烧制度为：氧化时间１５ｍｉｎ；氧化温度９５０℃；焙烧时间１５ｍｉｎ；焙烧温度１２５０℃．     

硫化矿物氧化动力学研究

氧化及氧化速度是硫化矿矿浆电化学浮选分离的重要影响因素。本文首次采用腐蚀电流法定量测量硫化矿物的自然氧化速率,研究了pH值、碳酸钠浓度的影响。发现在碳酸钠介质中,与黄铁矿相比毒砂的自然氧化速度明显增大,其原因是在碳酸钠溶液中毒砂自然氧化反应的活化能显著降低。     

镍铁矿选择性还原焙烧相变研究

对镍铁矿原料及不同温度还原焙砂进行矿物学研究,探究镍铁矿选择性还原焙烧发生的相变.研究结果表明:镍铁矿主要金属矿物为褐铁矿,其次为赤铁矿;Ni在不含锰的铁矿物中分布较均匀,而在含Mn的铁矿物中分布相对集中,并与Mn伴生.镍铁矿在还原焙烧过程中Fe、Ni和Co随温度升高逐渐发生还原、相转化和迁移富集的过程.选择性还原焙烧必须严格控制焙烧温度,要达到Ni、Co和Fe的选择性还原并形成Ni高、Fe低的合金相和磁铁矿,焙烧温度采用750℃较合适,在该温度下形成的合金相组成为55.55%Ni、9.86%Co及33.99%Fe,Ni的金属转化率为88.49%,铁氧化物主要为磁铁矿.     

低品位辉钼矿氧化焙烧的研究

本实验探讨研究了低品位辉钼矿(8.37%)在焙烧时温度、时间、通氧气次数、多种碱性熔剂对钼转化率的影响.实验结果表明:温度为625℃,时间为2 h,通氧气2次的条件下,Na2CO3∶N aN O 3∶M o=2:0.5:1(物质的量比)进行焙烧,此时转化率最高为96.76%     

钒钛磁铁精矿的预氧化研究

研究了钒钛磁铁精矿在等温预氧化条件下的物相组成及其转变情况,并将钒钛磁铁精矿原矿和预氧化后的样品以煤粉为还原剂进行直接还原,利用XRD和ICP-AES对产物进行物相和成份分析.研究结果表明:预氧化能够加速还原过程,提高金属化率,较为适宜的预氧化条件为:预氧化温度为900℃,预氧化时间为30 min;预氧化矿在1 200℃下还原60 min,比钒钛磁铁精矿原矿金属化率提高了14.0%.其强化还原的机理是:在预氧化过程中Fe3O4被氧化成Fe2O3,FeTiO3被氧化成Fe2O3.FeTiO3固溶体、Fe2O3和TiO2,破坏了钒钛磁铁精矿的结构,矿粉内部形成了大量孔隙,改善了还原反应的动力学条件,加速了还原过程.     

铜铅锌复合硫化精矿的处理

本文根据0.2米~2的沸腾焙烧炉对铜、铅、锌复合硫化精矿的氧化焙烧和硫酸化焙烧的试验数据,进行了化学平衡计算、分析;提出了实现含铅高的复合硫化精矿高温氧化焙烧的正常作业条件;对下一步的铜、铅、锌分离进行了探讨;并参考文献资料,提出了有关复合硫化精矿直接熔炼的可行途径。     

镍在硫化锂饱和LiCl─KCl熔盐中的氧化行为

利用循环伏安法研究了镍在硫化锂饱和的ＬｉＣｌ－ＫＣｌ共晶盐中的氧化行为。镍在氧化过程中可形成多种硫化物。氧化过程受扩散控制。镍的硫化物膜有一最大覆盖度，镍电极在电位为－１．２～０．１Ｖ范围内的溶解电流基本不变。     

高硫铝土矿氧化焙烧脱硫研究

针对一水硬铝石高硫型铝土矿,以河南2种地方矿石为原料进行焙烧除硫的研究,并通过对焙烧矿的物相分析进行理论上的探讨。在此基础上,对焙烧矿和原矿的高压溶出进行比较试验,研究溶出液中S2-含量的变化以及焙烧过程对溶出性能的影响。结果表明:硫的物相不同,其硫的脱除率不同;矿石经焙烧后,铝土矿中的黄铁矿FeS2的特征衍射峰消失,而出现了Fe2O3的衍射峰;同时,原矿的一水硬铝石β-AlOOH的衍射峰也消失,而产生了α-Al2O3的衍射峰;原矿经焙烧后溶出液中S2-的质量浓度显著降低,溶出性能更好;对于以黄铁矿为硫的主要物相的河南A矿,在600℃、焙烧60min后,与原矿同时在240℃、焙烧60min进行溶出试验,焙烧矿溶出液中S2-的质量浓度由原矿的1.78g/L下降到0.15g/L,同时,矿石的溶出率由85.27%提高到91.26%。     

硫化镍阳极溶解动力学

以人工合成的纯Ni_3S_2为研究对象,采用多种电化学测试方法,考察其阳极溶解行为,求出阳极溶解动力学参数,推导溶解过程机理。     

氯化铵焙烧氯化氧化镧的热力学研究

利用化学热力学原理和热力学函数的数据,通过计算分析氯化铵焙烧氯化氧化镧制备无水氯化镧的可行性和技术关键。结果表明:氯化铵焙烧氯化氧化镧制备无水氯化镧在热力学上是可行的;氯化反应的起始温度为420.43 K,反应进行完全的最低温度约为457.83 K;当T≥554.02 K时,氯化铵抑制La Cl3(s)水解的反应开始进行,T≥724.28 K时,氯化铵彻底抑制La Cl3(s)水解;NH4Cl(s)焙烧氯化La2O3(s)生成La Cl3(s)的理论温度为573 K左右;La OCl(s)是无水氯化镧中的主要杂质,使用2倍理论量的氯化铵是提高氯化率和无水氯化镧含量的关键。     

磁铁精矿球团氧化动力学

推导出了磁铁矿氧化"单界面未反应核"修正模型,并应用该模型研究了凹山磁铁精矿球团的氧化动力学.研究结果表明:在800～950℃时,凹山磁铁精矿球团氧化反应表观活化能为64 kJ/mol,其氧化由化学反应所控制;在1000～1 050℃时,氧化反应的表观活化能为13 kJ/mol,反应为反应产物层的内扩散所控制;在950～1000℃时,氧化反应为混合控制;在较低氧化温度下,加入MgO可以降低化学反应阻力,提高球团的氧化率;在较高氧化温度下,MgO对扩散阻力无明显影响,添加MgO并不提高氧化反应速度,但在任何氧化温度下,添加MgO不改变磁铁矿氧化反应的控制环节.     

低品位红土镍矿制备镍精矿的试验研究

对某低品位腐殖土型红土镍矿(镍和铁质量分数分别为1.01%和15.72%)进行压块—还原焙烧—磁选试验,研究还原温度、还原时间、复合添加剂用量和预热温度对镍和铁回收效果的影响。研究结果表明:在碱度(即CaO与SiO2质量比)为0.2、复合添加剂质量分数为14%、预热温度为900℃、预热时间为15 min、还原温度为1 250℃、还原时间为35 min、煤与矿质量比为2.7、磨矿细度小于0.074 mm的质量分数为(95±4)%、磁选磁场强度为131.34 kA/m的条件下,获得镍和铁品位分别为4.22%和69.75%的镍精矿,镍和铁回收率分别为92.22%和85.73%;适宜的预热制度有利于团块中镍、铁的富集;复合添加剂促进了镍铁晶粒的聚集、长大,提高了镍、铁回收效果。