辽宁海城某低品级菱镁矿脱硅脱钙除铁试验

针对辽宁海城某高硅高钙高铁低品级菱镁矿的选矿除杂问题,进行了系统的矿石性质研究和可选性试验研究。试验结果表明:高硅高钙高铁型低品级菱镁矿采用反浮选脱硅—正浮选提镁脱钙—强磁选除铁的联合工艺试验流程,获得了MgO含量为47.13%,CaO含量为0.21%,SiO2含量为0.18%,Fe2O3含量为0.30%,MgO回收率为60.21%的最终菱镁矿精矿,达到了脱硅、脱钙和除铁的目的,且对此类型菱镁矿的综合利用具有指导意义。

某低品位硅质高铁铝磷尾矿浮选试验研究

针对某低品位硅质高铁铝磷尾矿的特性,采用新型高效捕收剂WF-31和单一正浮选闭路工艺流程,由原矿P_2O_5品位为7.52%,SiO_2质量分数为68.80%,R_2O_3质量分数为7.16%,最终获得了磷精矿P_2O_5品位达到32.38%,SiO_2质量分数13.98%,R_2O_3质量分数3.56%,回收率56.62%的技术指标,实现了硅酸盐矿物与磷酸盐矿物的有效分离。

钠盐强化某高硅低品位铁矿石内配碳球团自还原机理研究

研究了含钠添加剂强化某高硅低品位铁矿石内配碳球团的还原过程,并借助光学显微镜和扫描电镜分析了含钠添加剂掺量对内配碳球团还原行为及其强度变化的影响。结果表明:球团中配加含钠添加剂不仅可明显强化该铁矿石的还原行为,大幅度提高焙烧球团的金属化率及其磨选产品的铁品位,同时还可明显提高焙烧球团的强度,降低焙烧球团的粉化率。钠盐配加量为3%的内配碳球团在960℃下还原40 min,所得焙烧产物的金属化率为86.21%,产品铁晶粒增大、连晶增多,孔洞显著减少,结构致密,还原过程的粉化率降至2.57%;焙烧产品在磨矿细度为-0.045 mm占96.15%情况下进行弱磁选(磁场强度180 k A/m),获得的精矿铁品位为87.93%,明显优于不添加钠盐情况下的指标(金属化率为45.62%,粉化率为35.39%,精矿铁品位为58.12%)。

高硅低品位锰矿加压浸出锰的试验研究

试验研究了高硅低品位锰矿与黄铁矿在加压条件下浸出反应的工艺原理和过程,讨论了硫酸用量、黄铁矿用量、浸出温度、浸出时间、液固比等工艺条件对锰浸出率的影响。试验研究结果表明,在最佳浸出条件下,锰浸出率可达到97%以上。

用高硅低品位铁矿石代替钢屑冶炼硅铁的试验

宁夏中卫县麦堆山铁矿石含硅高、品位低,不适宜直接用于高炉冶炼,在小型矿热炉上用这种矿石代替硅铁生产时需要加入的铁屑进行了试验,显示出可喜的应用前景。

某高硅低品位氧化铁矿石的选矿试验研究

某高硅低品位氧化铁矿石铁品位为25%左右。该铁矿石筛分成粉矿、块矿后进行预选抛尾。粉矿预选精矿磨矿后进行强磁选,精矿铁品位可达41.20%以上,SiO_2含量16.22%以下。块矿预选精矿经阶段磨矿阶段弱磁选-反浮选,精矿铁品位可达61.20%以上,SiO_2低至8.82%以下。

高品位烧结矿在太钢3号高炉的生产实践

太钢3号高炉针对烧结矿品位提高后所引起的炉况变化实行低硅冶炼、全风温操作、缩小风口面积、提高鼓风动能、提高喷煤比和终渣碱度等一系列操作参数的调整,使高炉技术经济指标得到了提升。

宝钢高品位烧结矿生产技术实践

随着宝钢3号高炉大修及四烧结投产,烧结与高炉相继形成＂3对3＂与＂4对4＂的生产格局,烧结矿与高炉铁水的供需矛盾得以缓解,同时为高烧结矿比铁水冶炼、高品位烧结矿生产技术攻关等创造了条件。生产实践表明,通过采取配加4.5%~5.0%的磁铁矿精粉、确立合理的烧结矿Si O2控制区间、降低辅料配比等措施,实施低碱度低硅烧结,可有效地将入炉烧结矿品位提高至58.5%的水平,且烧结生产指标良好,烧结矿实物质量稳定,烧结过程受控。高品位烧结矿入炉大大降低了铁水冶炼成本。

高硅菱镁矿的选矿提纯与应用研究进展

菱镁矿作为我国优势矿产资源之一,广泛应用于冶金、建材、化工等行业。高硅菱镁矿(SiO 2>3%,质量分数)是一种低品质菱镁矿,为难选菱镁矿矿石。采用浮选工艺可以制备出高质量的镁矿产品。将选后高硅菱镁矿合理配料后直接煅烧,可以制备镁硅砂、镁橄榄石及复合粉体材料等高附加值耐火材料,还可以制备建材、化工等原料,具有重要的经济意义和科学研究价值。本文对国内外高硅菱镁矿提纯工艺进行归纳,阐述其技术指标和提纯原理,最后介绍高硅菱镁矿的综合利用方法。

云南某低品位铝土矿铝硅浮选分离试验研究

云南文山某低品位铝土矿Al_(2)O_(3)及SiO_(2)含量分别为44.35%、10.52%,Fe及TiO_(2)含量分别为13.36%、4.64%,属于高铁高钛、低铝低硅型铝土矿;可回收铝矿物主要以一水硬铝石相态存在,铁矿物主要包括赤铁矿与针铁矿,钛矿物主要以锐钛矿相态存在,脉石矿物主要为高岭石。对该矿石进行了铝硅浮选分离试验研究,重点考察了捕收剂种类与用量、磨矿细度、调整剂用量、抑制剂种类与用量等条件对浮选效果的影响,确定了以改性组合脂肪酸KYB为捕收剂,硅酸钠+GY-3为组合抑制剂,碳酸钠为调整剂的药剂制度。在磨矿细度为-0.074mm占90%的条件下,采用“1粗2精1扫”闭路试验可获得铝精矿Al_(2)O_(3)含量为53.34%、铝硅比为9.79、Al_(2)O_(3)回收率为81.62%的技术指标。研究结果可为开发该类铝土矿资源提供技术支撑及借鉴。

山东某铁矿选矿试验

山东某低铁高硅含硫铁矿石中各矿物嵌布粒度差异较大,磁铁矿、赤褐铁矿含量相当,赤褐铁矿与石英嵌布关系较复杂,属典型的难选铁矿石。试验研究表明,磨矿—脱硫浮选—弱磁选—弱磁尾再磨—强磁选—强磁精矿脱硅反浮选流程是处理该矿石的高效流程,最终获得了铁品位为65.26%、含硫0.18%、含SiO25.41%、铁回收率为82.99%的铁精矿,以及含硫25.56%、硫回收率为68.89%的硫精矿。

低等级粉煤灰-高硅矿石复合掺合料制备及性能

矿物掺合料已经成为现代混凝土不可或缺的重要原材料之一,限于环保要求,目前普遍使用的矿渣粉和粉煤灰等掺合料面临资源短缺及价格上涨问题。为开拓矿物掺合料新市场,提出以低等级粉煤灰和高硅矿石制备混凝土用复合掺合料,研究复合掺合料各项性能并探索其技术可行性。研究结果表明:低等级粉煤灰和高硅矿石粉复合,能够调节复合掺合料的化学组成,使之满足于相关标准需要;但是利用低等级粉煤灰和高硅矿石粉制备的复合掺合料的工作性和力学性能基本介于低等级粉煤灰和高硅矿石粉之间,两者性能和功能叠加效应并不明显。

高硅高钙低品位钒渣提取五氧化二钒的研究

以碳酸钠为添加剂,采用氧化焙烧-水浸工艺从高硅高钙低品位钒渣中提取五氧化二钒。考察了碳酸钠加入量、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、浸出液固比等对钒浸出率的影响。结果表明:氧化焙烧过程对钒的提取影响显著,而水浸过程影响较小。通过氧化焙烧使钒转化为可溶性的钒酸钠与不溶性的钒酸钙。在水浸过程中,钒酸钠溶于水;而钒酸钙与磷酸钠或硅酸钠反应转化为可溶性的钒酸钠,可同时除去浸出液中的杂质硅和磷。通过实验获得了优化工艺参数:碳酸钠加入量为18%,焙烧温度为700℃,焙烧时间为2.5 h;浸出温度为90℃,浸出时间为30 min和液固比为5∶1 m.lg-1。在此优化条件下,钒浸出率可达到89.5%以上,浸出液中主要杂质为Si,P和Cr。产物五氧化二钒的纯度大于99%。

选择性还原氨浸从高硅低品位铜钴矿中提取铜、钴的工艺及其浸出动力学

研究了非洲高硅低品位铜钴矿氨浸体系下的浸出工艺与动力学。首先采用控制变量法,通过单因素实验,系统研究了浸出剂浓度、添加剂用量、反应温度、反应时间及液固比对铜钴浸出率的影响,其次通过X射线衍射(XRD)、电感耦合等离子体(ICP)和扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对高硅低品位铜钴矿和浸出渣的物相及化学成分进行了分析对比。最后,对高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的动力学模型进行分析。结果表明,用硫酸铵作为浸取剂,在硫酸铵浓度为300 g/L、还原剂用量为0.7 g、浸出温度为353 K、反应时间为240 min、液固比为6:1的工艺条件下,铜的浸出率可达97.29%,钴的浸出率可达95.18%。高硅低品位铜钴矿氨浸提取铜的活化能、硫酸铵浓度的反应级数及粒度的反应级数分别为76.06 kJ/mol,1.50和0.25,表明其应遵循界面化学反应控制,并建立了相应的动力学方程。