还原焙烧

摘要： 通过对进口氧化锰矿中锰矿物的形态特点分析,进行了该矿马弗炉焙烧还原工艺条件试验研究,合适的马弗炉焙烧还原条件为:还原剂烟煤配比12%,焙烧温度900°C,焙烧时间60 min。焙烧矿在液固比9∶1、硫酸浓度为120 g/L、搅拌速度450 r/min的条件下浸出60 min,取得锰浸出率97.13%的良好指标。在马弗炉焙烧还原试验基础上,进行了小型回转窑连续焙烧还原扩大试验,取得锰浸出率96.59%的试验结果。

摘要： 针对海南褐铁矿石进行了选矿试验研究,试验采用还原焙烧—磁选方案进行工艺流程试验。通过一系列焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量条件试验,确定了最佳流程。焙砂在磨矿细度-300目96%条件下,经一粗两精磁选作业,获得最终铁精矿铁品位58.7%,铁回收率78.72%。

摘要： 采用还原焙烧−碳酸钠浸出−氨浸出的方法对废旧锂离子电池正极材料进行回收处理。研究焙烧参数、Na_(2)CO_(3)浸出参数和氨浸出参数对金属浸出率的影响。结果表明,还原焙烧过程中,废旧锂离子电池的矿相结构被重新构建,通过Na_(2)CO_(3)浸出过程,超过99%的锂被优先回收。通过一步氨浸出法可将99.7%的镍和99.9%的钴浸出,而锰不能被浸出,表现出优异的选择性。动力学研究表明镍和钴的浸出符合化学反应控制。

摘要： 在硫酸法生产钛白粉过程中,采用石灰中和硫酸废水时产生固体废石膏钛石膏。在900°C温度下,以钛石膏为反应物,以碳粉为还原剂,研究了煅烧时间对硫酸钙生成的影响。结果表明,碳粉与钛石膏不混合反应6 h或碳粉与钛石膏混合反应2 h后,样品的主要物相均为硫化钙。在硫化钙中加入稀硫酸,产生的气体用络合铁溶液回收,得到粒径为1-3μm硫磺颗粒沉淀。

摘要： 针铁矿法常用于湿法炼锌工艺中的除铁,其产生的针铁矿渣含有铁、锌等有价金属,具有较高的回收价值。以广东某冶炼厂针铁矿渣为原料,提出了采用还原焙烧—磁选的方法分步回收其中的锌、铟和铁资源。首先进行了较为详细的工艺矿物学研究,查明了其中有价金属含量和主要物相组成;通过考察还原焙烧过程中的主要影响因素,得到优化后的还原焙烧条件为:碳粉添加量为针铁矿渣量的60%、焙烧时间4 h、焙烧温度1100°C,锌和铟的挥发率可分别达到93.63%和71.48%。还原焙烧后的渣进行强磁—弱磁磁选试验获得铁精矿产品,铁精矿产品产率69.46%、铁品位63.80%。

摘要： 某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明:在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600°C、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650°C、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。

摘要： 由于马拉维钛铁矿资源中铁和钛矿物关系复杂,用常规的重选、磁选和电选方法难以直接分离,不能选出合格的钛精矿,仅能获得低品级的钛粗精矿。本研究用MLA(矿物定量自动检测系统)和SEM(扫描电镜)等测试手段对钛粗精矿进行了工艺矿物学研究,研究结果表明,该钛粗精矿中钛赤铁矿和赤铁矿合计含量为16.33%,钛铁矿含量为79.49%,由于钛与铁呈固溶分离或氧化蚀变形成了钛赤铁矿,导致钛粗精矿中钛、铁难以有效分离,因此,采用焙烧工艺将赤铁矿还原成磁铁矿,利用磁铁矿与钛铁矿的磁性差异特征进行磁选分离,有效回收利用钛粗精矿中的铁和钛。钛粗精矿经过还原焙烧—磁选工艺处理后获得铁精矿和钛精矿,铁精矿中Fe含量为56.71%、回收率13.50%,钛精矿中的TiO_(2)含量为49.10%、产率为65.57%、回收率为77.57%。该试验使钛粗精矿中钛铁矿与赤铁矿得到高效分离,为马拉维钛铁矿资源高效综合回收利用提供了技术途径。

摘要： 为实现东鞍山铁矿石浮选尾矿的资源化利用,对浮选尾矿预富集精矿开展了悬浮磁化焙烧试验研究.结果表明,浮选尾矿预富集精矿主要矿物组成为赤褐铁矿、磁铁矿、菱铁矿和石英,TFe品位为31.13%.浮选尾矿预富集精矿适宜的悬浮磁化焙烧工艺参数为:气体流量600 mL/min,氢气体积分数20%,焙烧温度520°C,焙烧时间20 min.焙烧产品经弱磁选可得铁精矿的TFe品位为64.23%,回收率为79.53%.焙烧产品的铁物相,XRD,VSM分析表明,经过悬浮磁化焙烧后,原矿中赤褐铁矿和碳酸铁转变为磁铁矿,矿石的饱和磁化强度和磁化率增强.

摘要： 为缓解我国氧化铝工业存在的铝土矿需求量大与国内铝土矿供应严重不足间的矛盾和粉煤灰大量堆积造成的环境问题,基于粉煤灰还原−氧化焙烧−碱浸实现铝硅分离的全新工艺路线,在已有静态小实验基础上,开展了实验室回转窑动态扩大试验研究。结果表明:在1100°C、配料比n(Fe):n(Al):n(C)=1.2:2:1.2、进料量75 g、还原焙烧1 h条件下得到的焙烧熟料,在Na_(2)O浓度为77.5 g/L的NaOH溶液中、液固比为20 mL/g时在130°C下溶出60 min,熟料中硅溶出率达92%;在Na_(2)O浓度100 g/L、模数为1.0的硅酸钠溶液中130°C溶出2 h,硅溶出率达60%以上,获得模数为2.4的硅酸钠溶液。对比分析物料焙烧过程和熟料溶出前后的形貌、粒度变化情况表明,物料粒度较大和溶液结构变化将导致硅溶出率下降。

摘要： 采用循环流化床技术处理高铝煤矸石时会添加石灰石以起到固硫作用。此时,循环流化床渣中的主要含钙矿物为CaO和CaSO_(4),含铝矿物为偏高岭石。研究CaSO_(4)和CaO对还原焙烧−碱浸工艺实现偏高岭石中氧化铝和氧化硅分离的影响。结果表明,添加氧化铁还原焙烧可将偏高岭石完全转变为铝酸亚铁和二氧化硅固溶体(石英固溶体和方石英固溶体)。随后经碱浸可脱除还原焙烧产物中95%以上的二氧化硅。CaSO_(4)和CaO的添加可显著降低偏高岭石中氧化铝和氧化硅的分离效率,其主要原因为含硅物相的形成:(1)还原焙烧过程中生成铁橄榄石和钙长石;(2)碱浸过程中铁橄榄石稳定存在,而钙长石转变为方钠石和硅灰石。为实现循环流化床渣中氧化铝和氧化硅的综合提取,高铝煤矸石中的硫应该在烟气中进行脱除,而不适于在循环流化床燃烧过程中进行钙化固定。

摘要： 经过多年的发展与完善,镍红土矿火法冶炼镍铁合金工艺技术日臻成熟,技术经济指标不断提高.本文着重阐述了回转窑还原-选矿富集(RKMC)工艺处理镍红土矿的生产现状与发展趋势,详细介绍了当今世界回转窑还原焙烧-选矿富集工艺处理镍红土矿的优缺点,并对镍红土矿还原焙烧-选矿富集工艺近年来的技术进步和未来的发展趋势进行了总结,希望对行业的发展有所借鉴.

摘要： 红土镍矿是冶炼镍铁的主要原料,采用回转窑还原焙烧-富集镍铁粉工艺,能源主要是廉价煤,产品应用于不锈钢冶炼,综合成本低,是较为经济的冶炼工艺。介绍了红土镍矿回转窑还原焙烧-富集镍铁粉工艺的设计流程及主要设备选型特点,并对影响生产工艺控制的主要因素和对产品质量及成本的影响因素进行了分析，经过一年多的生产认为该富集工艺是可行的,并提出了相应的工艺参数,探讨了该工艺的研究发展方向。

摘要： 对某"宁乡式铁矿"还原焙烧后产品与原矿进行的一系列工艺矿物学对比研究表明,还原焙烧能给回收此类铁矿带来较多的有利条件,如减少泥化、提高铁品位、保证铁的回收率等,但是还原焙烧也会对该类型铁精矿中除杂造成一定的负面影响。

摘要： 传统湿法炼锌中的氧化焙烧阶段产生大量铁酸锌,在常规条件下铁酸锌难以溶出,不利于铁锌的分离和回收,导致后续沉铁工序复杂,渣量大,不仅浪费了锌铁资源而且污染环境.现以北京某锌冶炼厂的锌焙砂为研究对象,通过控制不同还原焙烧条件,研究铁酸锌选择性分解为氧化锌和磁性氧化铁过程中的变化规律,并寻找最佳还原焙烧条件.采用化学分析法和XRD检测技术研究了锌焙砂还原焙烧过程中焙烧温度、焙烧时间、CO浓度和CO/CO2配比等因素对亚铁生成量、可溶锌率、物相转化以及锌浸出率的影响.研究结果表明,当焙烧条件为750°C、CO浓度4％、CO/(CO+CO2)比值为20％、焙烧时间60main时,在浸出酸度为150g/L H2SO4,液固比15∶1,转速500r/min,浸出温度为30°C条件下,可实现锌的浸出率为93.24％,有效实现铁锌分离.

摘要： 为了解决低品位红土镍矿合理回收利用的问题,以低品位红土镍矿(镍品位为1.31％,铁品位为21.32％)为研究对象,采用“还原焙烧—熔分”工艺生产镍铁合金.探索了还原温度、还原煤用量和助熔剂用量对还原产品金属化率及镍铁合金指标的影响.结果表明,添加助熔剂可获得较好的技术指标.最佳条件是:还原煤配比为7％；助熔剂配比为5％；还原温度1250°C.在最佳条件下,镍铁中镍品位为7.15％,镍回收率为95.83％,铁回收率为77.53％.

摘要： 褐铁矿型红土矿经由还原焙烧预处理后可分别采取选择性酸浸和选择性氯化-水浸的方式来实现选择性提取镍、钴的目的，虽然工艺方法不同，但都实现了镍、钴与铁的有效分离这一初衷。新工艺的优点在于，镍、钴的浸出率都可超过90%，相对于Caron法有明显提高。此外，新工艺产出浸出渣液固分离性能良好，从含硫量来看，比HPAL工艺的浸出渣更适宜用做炼铁原料。HPAL工艺的浸出渣中含有相当量的铁矾了明矾石，致使浸出渣含硫较高。

摘要： 我国锰矿资源匮乏,锰矿品位偏低,为满足国内发展需求,充分利用锰矿资源,大力发展低品位锰矿成为研究焦点.传统还原焙烧和湿法能耗较高,因此本文针对低品位锰铁矿进行还原焙烧磁选降铁提质制备富锰渣工艺探索性试验研究.主要研究还原时间、还原温度、配碳比等参数对低品质锰铁矿还原磁选制得富锰渣Mn品位、Mn回收率和锰铁比Mn/Fe的影响规律.实验结果表明:还原时间6h,还原温度1050°C,配碳比2.5,锰矿粒度8～13mm.在此条件下,得到非磁性物中锰品位为53.30％,锰回收率可达81.98％,锰铁比可达5.92.该研究为利用回转窑处理难选低品位锰矿资源提供新思路.

摘要： 研究了贵州某电解锰阳极泥的磨矿预处理-还原焙烧-酸浸的火法、湿法联合处理工艺,试验结果表明,该电解阳极泥含锰和铅品位分别为41.96％和5.92％,锰主要以高价锰氧化物形式存在、铅主要以氧化铅及硫化铅形式存在.在还原剂用量10％、焙烧温度900°C、焙烧时间60min条件下获得的焙烧矿经酸浸所得浸出液中含锰39.09g/L,含铅9.67mg/L,锰浸出率达99.83％.采用火法-湿法联合工艺处理电解锰阳极泥实现了其中有价组分的回收利用,同时大大降低了直接堆存所造成的环境风险.

摘要： 针对褐铁矿型镍红土矿现有工艺镍钴提取效率低、铁资源难以综合利用等问题,提出预还原-选择性氯化-水浸提取镍钴的高效清洁新工艺,有效简化后续湿法流程,浸出渣含铁量高、含硫量低,可作为炼铁原料.本文对预还原褐铁矿型镍红土矿在HCI-H2O-O2气氛中的选择性氯化进行热力学分析.在298-1200K的温度范围内,计算了氯化体系相关反应的吉布斯自由能变化、平衡氯化氢分压和平衡氧分压.热力学平衡分析结果表明,在500-800K的温度范围内,可以实现还原焙砂中镍、钴、金属铁以及浮氏体的选择性氯化,而磁铁矿和赤铁矿不被氯化;通过氯化亚铁的氧化水解生成赤铁矿可实现铁的抑制;同时也会发生氯化过程的副反应亦即还原焙砂的氧化.并进一步开展选择性氯化实验研究,实验结果与热力学规律吻合,并取得镍和钴的氯化率分别为90.01％和89.53％、铁的氯化率仅2.77％的良好选择性效果.

摘要： 针对褐铁矿型镍红土矿现有工艺镍钴提取效率低、铁资源难以综合利用等问题,提出预还原-选择性氯化-水浸提取镍钴的高效清洁新工艺,有效简化后续湿法流程,浸出渣含铁量高、含硫量低,可作为炼铁原料.本文对预还原褐铁矿型镍红土矿在HCI-H2O-O2气氛中的选择性氯化进行热力学分析.在298-1200K的温度范围内,计算了氯化体系相关反应的吉布斯自由能变化、平衡氯化氢分压和平衡氧分压.热力学平衡分析结果表明,在500-800K的温度范围内,可以实现还原焙砂中镍、钴、金属铁以及浮氏体的选择性氯化,而磁铁矿和赤铁矿不被氯化;通过氯化亚铁的氧化水解生成赤铁矿可实现铁的抑制;同时也会发生氯化过程的副反应亦即还原焙砂的氧化.并进一步开展选择性氯化实验研究,实验结果与热力学规律吻合,并取得镍和钴的氯化率分别为90.01％和89.53％、铁的氯化率仅2.77％的良好选择性效果.

摘要： 循环流化床矿物还原焙烧装置及还原焙烧方法涉及一种循环流化床无机矿物的还原焙烧装置及还原焙烧方法，还原焙烧的方法为：a.将预处理的矿石和原料煤送入焙烧炉流化段(5)，b.由鼓风机(17)提供燃烧风从焙烧炉底部风箱(7)送入，经布风板(6)进入焙烧炉流化段(5)，c.焙烧炉排气中携带的扬析飞灰在经过中温绝热除尘器(12)后被收集，沿立管(13)下落并经“J”阀(14)由返料管(15)将返料送返流化床内，d.中温绝热除尘器(12)的排气进入气-气换热器(16)，被降温至110～150°C再经过布袋除尘器进一步除尘，再由排风机送入烟囱排空，e.焙烧熟料从床体侧面溢流排出至熟料储罐(9)。

摘要： 本发明公开了一种钛铁精矿流态化氧化焙烧-流态化还原焙烧系统及焙烧工艺。本发明采用流化床氧化反应器对钛铁精矿粉体进行氧化焙烧；氧化后的粉体进入流化床还原反应器进行还原焙烧；还原后的粉体经流化床冷却器冷却；流化床还原反应器排出尾气先在燃烧室中通过燃烧释放其中未反应还原气体的潜热，燃烧后气体与流化床氧化反应器排出尾气混合后进入多级旋风预热器与钛铁精矿粉体换热回收热量；本发明具有反应效率高，热量利用充分，焙烧过程经济性好等优点，适合大规模连续工业生产。

摘要： 本发明公开了一种钛铁精矿氧化焙烧-还原焙烧系统及焙烧工艺。本发明采用流化床氧化反应器对钛铁精矿进行氧化焙烧；氧化后的钛铁精矿进入流化床还原反应器进行还原焙烧；还原后的钛铁精矿先经旋风冷却器、再经水冷螺旋冷却后进入下游工段；还原煤气先经旋风冷却器换热、再经煤气预热器预热后进入还原炉，从流化床还原反应器排出的尾气先在燃烧室中通过燃烧释放其中未反应还原气体的潜热，燃烧产生的热烟气与流化床氧化反应器排出尾气混合后进入多级旋风预热器与钛铁精矿换热回收热量。本发明具有反应效率高，热量利用充分，焙烧过程经济性好等优点，适合大规模连续工业生产。

摘要： 本发明涉及菱铁矿回转窑无氧磁化还原焙烧系统及其焙烧工艺，焙烧系统包括回转窑、重力除尘器、旋风除尘器、双碱法烟气脱硫塔、引风机、烟囱、水淬设备和助燃风机，回转窑的尾端设有带菱铁矿碎料入口和烟气排放管的第一密封装置，其头端设有带煤气输入管和菱铁矿成品输出管的第二密封装置；焙烧工艺的步骤为：A、将菱铁矿破碎后送入回转窑并密封，再将煤气送入回转窑燃烧，对菱铁矿碎料进行焙烧，B、旋转回转窑使菱铁矿碎料从回转窑的尾端逐渐移动至其头端，C、将尾气除尘脱硫后排放，将焙烧后的菱铁矿碎料从回转窑中排出并在无氧环境下进行水淬，滤水干燥后即得到成品铁矿粉；本发明操作简单便捷，焙烧、水淬效果好，成品铁矿粉品位高且稳定。

摘要： 本发明公开了一种可实现节能减排的多级预热锰矿还原焙烧方法，以低氮气含量的气体燃料为原料，利用该气体燃料与锰矿反应进行还原焙烧，该气体燃料与锰矿的反应可实现自热，且反应产物气相中几乎只含CO2和/或H2O，锰矿为经过多级预热后的锰矿粉料。相应的，本发明的多级预热锰矿还原焙烧系统包括锰矿料仓、计量输送装置、自热还原器、焙烧矿冷却器、二级悬浮预热装置和高温排放气体发生装置；其中高温排放气体发生装置为自热还原器、焙烧矿冷却器或一气体燃料燃烧室中的至少一种。本发明具有高效、经济、节能、环保、减排CO2、焙烧质量可得到保证等优点。

摘要： 一种可实现节能减排的含金属氧化物物料的还原焙烧方法，以低氮气含量的气体燃料为原料，利用该气体燃料与含金属氧化物物料反应进行还原焙烧，该气体燃料与含金属氧化物物料的反应可实现自热，且反应产物气相中几乎只含CO2和/或H2O，气体燃料中至少含有CH4、CO、H2中的一种或多种。本发明还原焙烧系统包括含金属氧化物物料仓、计量输送装置、自热还原器、焙烧矿冷却器和预热器；预热器的进气口、出料口分别与自热还原器的出气口、进料口相连通；自热还原器的出料口连接焙烧矿冷却器；自热还原器的底部设有与气体燃料输送系统连通的进气口。本发明的方法及系统具有高效经济、节能环保、减排CO2等优点，且焙烧质量还可得到保证。

摘要： 循环流化床矿物还原焙烧装置及还原焙烧方法涉及一种循环流化床无机矿物的还原焙烧装置及还原焙烧方法，还原焙烧的方法为：a.将预处理的矿石和原料煤送入焙烧炉流化段(5)，b.由鼓风机(17)提供燃烧风从焙烧炉底部风箱(7)送入，经布风板(6)进入焙烧炉流化段(5)，C.焙烧炉排气中携带的扬析飞灰在经过中温绝热除尘器(12)后被收集，沿立管(13)下落并经“J”阀(14)由返料管(15)将返料送返流化床内，d.中温绝热除尘器(12)的排气进入气－气换热器(16)，被降温至110～150°C再经过布袋除尘器进一步除尘，再由排风机送入烟囱排空，e、焙烧熟料从床体侧面溢流排出至熟料储罐(9)。

摘要： 本发明公开了一种钛铁精矿流态化氧化焙烧-流态化还原焙烧系统及焙烧工艺。本发明采用流化床氧化反应器对钛铁精矿粉体进行氧化焙烧；氧化后的粉体进入流化床还原反应器进行还原焙烧；还原后的粉体经流化床冷却器冷却；流化床还原反应器排出尾气先在燃烧室中通过燃烧释放其中未反应还原气体的潜热，燃烧后气体与流化床氧化反应器排出尾气混合后进入多级旋风预热器与钛铁精矿粉体换热回收热量；本发明具有反应效率高，热量利用充分，焙烧过程经济性好等优点，适合大规模连续工业生产。

摘要： 本发明公开了一种钛铁精矿氧化焙烧—还原焙烧系统及焙烧工艺。本发明采用流化床氧化反应器对钛铁精矿进行氧化焙烧；氧化后的钛铁精矿进入流化床还原反应器进行还原焙烧；还原后的钛铁精矿先经旋风冷却器、再经水冷螺旋冷却后进入下游工段；还原煤气先经旋风冷却器换热、再经煤气预热器预热后进入还原炉，从流化床还原反应器排出的尾气先在燃烧室中通过燃烧释放其中未反应还原气体的潜热，燃烧产生的热烟气与流化床氧化反应器排出尾气混合后进入多级旋风预热器与钛铁精矿换热回收热量。本发明具有反应效率高，热量利用充分，焙烧过程经济性好等优点，适合大规模连续工业生产。

摘要： 本发明属于钢铁冶金领域，涉及一种褐铁和赤铁矿石直接还原焙烧生产还原铁用的还原剂。其特征在于：将煤、石灰石、氢氧化钠按一定比例充分混合均匀制备成还原剂，并采用直接还原焙烧——磁选法，以铁主要以褐铁、赤铁矿形式存在的铁矿石为原料，加入所发明的还原剂进行直接还原焙烧，然后经过磨矿磁选，能得到铁品位大于等于90%，铁的回收率大于80%的直接还原铁产品；还原剂的作用是在无氧焙烧的条件下，产生还原气氛，促进矿石中存在于褐铁、赤铁矿中的铁充分还原为金属铁，然后经过磁选回收金属铁；还原剂中煤、石灰石和氢氧化钠的比例为：100:(5～4):(2.5～1)。本发明还原剂用量少、成本低，用后磁选效果好。