微波还原焙烧中和渣制备氧化锌烟尘的研究

对中和渣在微波场中的升温特性进行了研究。结果表明,中和渣具有良好的吸波特性。随着物料温度的增加,铅、锌挥发率明显增加。在微波功率1kW、焙烧温度1 000℃条件下,微波焙烧中和渣过程中锌挥发率达到90.27%,铅挥发率高达98.63%,焙烧制备的氧化锌烟尘含锌49.06%、铅8.54%。微波焙烧中和渣制备氧化锌烟尘是可行的。     

烟化处理铅锑鼓风炉渣回收锌铟的生产实践

铅锑矿经鼓风炉冶炼后产出的水淬渣,以全冷料形式加入烟化炉进行挥发处理,周期作业。烟化温度1250℃,投料及化渣时间1．5～2．5h,在渣熔化后还原吹炼2h,可以将大部分有价金属挥发后以粗氧化锌形式捕集回收,弃渣可作水泥生产原料。烟尘的产出率约14％,有价金属的回收率为：铅86．9％、锑83．4％、锌62．5％、铟57．7％。     

含锌烟尘还原挥发处理工艺的研究

进行了含锌烟尘韦氏炉还原挥发处理工艺研究.结果表明:还原温度、还原时间以及煤粉添加量对锌挥发率有较大影响.采用最佳工艺参数进行中试,产出含锌52.68%的锌氧粉,实现了含锌烟尘的回收利用.     

铁矾渣熔化-烟化过程中铅元素的挥发性质研究

采用火法中的熔化-烟化法回收铁钒渣中的有色金属铅，并通过热力学计算在还原焙烧过程中金属铅所需的反应条件。探究回收铅过程中不同工艺参数对铅回收率的影响，并确定回收的较优工艺条件。用扫描电子显微镜、能谱仪和X射线衍射技术对收集到烟尘的形貌、成分和结构进行表征。结果表明:铁钒渣中的铅物相在熔化-烟化过程中，当温度高于1 000 ℃时，PbS最先开始挥发进入烟尘中；烟尘中回收的铅主要以PbO和PbS形式富集，其中PbO是单质铅挥发后被氧化的产物，呈四棱柱形状；在较优反应温度1 242 ℃下铅的回收率达99.70%。      

电弧炉烟尘球团焙烧-洗涤脱卤制备低卤含量氧化锌的试验研究

针对电炉弧烟尘处理利用,进行了电弧炉烟尘球团焙烧-洗涤脱制备低卤含量氧化锌的试验研究,取得了满意的结果,在最佳球团焙烧工艺条件下,锌的挥发率>94%、铅的挥发率>90%,氟主要以难挥发的MnF2形式留在窑渣中,挥发氧化锌烟尘中难溶氟化物含量少,洗涤脱卤效果明显,洗涤后含锌62.14%,氟0.011%、氯0.20%,基本满足株冶氧化锌系统浸出原料的要求。     

锌浸出渣挥发锌铅铟试验研究

回转窑挥发法是处理锌浸出渣的成熟工艺,针对某湿法炼锌浸出渣开展还原挥发锌、铅、铟试验研究。结果表明,锌浸渣中的物相主要为铁酸锌,在煤配比30%、挥发温度1 150 ℃、挥发1 h的条件下,锌、铅和铟的挥发率分别为99.92%、99.59和83.46%,窑渣含锌、铅和铟分别为0.025%、0.027%和0.013%。窑渣磁选回收铁,再浮选回收碳、铜和银,尾渣可以作为水泥和砖等建材原料。     

回转窑还原焙烧锌冶炼污泥与烟尘回收研究

设计了处理能力为100t/d的回转窑,开展低品位锌冶炼废水处理污泥还原焙烧回收氧化锌烟尘的试验。结果表明,污泥含锌品位对回转窑挥发获得氧化锌烟尘的效果有显著影响;当污泥的锌品位为5.04%和8.34%时,表冷收尘系统回收烟尘含锌分别为19.4%和21.4%,对应的布袋收尘系统回收烟尘的含锌量高达50.2%和51.6%。水淬渣浸出液中重金属浓度均低于GB5085.3-2007危险废物的各项限值,可直接用于生产或堆存。     

钢铁厂含锌铅粉尘中锌铅分离理论及实践

提出钢铁厂含锌铅粉尘中锌铅分离理论 ,并研制出一种新的火法处理工艺———铝浴法熔融还原。通过与其它还原方法的比较 ,并考察了温度、时间等工艺因素的影响 ,得到了铝浴法合理工艺参数 :温度 110 0℃ ,时间45min ,收集所得氧化锌粉含ZnO90 %以上 (最高达 92 5 2 % ) ,PbO小于 5 % ,锌挥发率和铅富集率达 90 %以上 ,初步实现了锌铅分离     

转底炉直接还原焙烧处理锌浸出渣试验探索

湿法炼锌过程产出的浸出渣属于危险废物,通常都含有锌、铅、镉以及金、银等有价金属,需要回收其中的有价元素并进行无害化处置。目前锌浸出渣的几种处理工艺在处理锌浸出渣方面各有利弊,适用于不同冶炼条件的厂家。本文针对某湿法炼锌厂浸出渣,探索直接还原工艺处理湿法炼锌浸出渣的最佳工艺。实验结果表明,最佳工艺条件为:还原剂采用-200目~①90%的还原煤,C/O为2.2,添加剂为10%的SEC-L,直接还原温度1 250℃,总焙烧时间40 min;试验结果指标:铅的挥发率89%,锌的挥发率96%,银的挥发率53%。该试验结果为进一步开展扩大化试验提供了依据,并为湿法炼锌浸出渣处理工艺开辟了新的方向。     

烟化炉用余热锅炉

烟化炉挥发率高、处理能力大、广泛用于大型冶炼厂处理高锌液渣。吹炼过程中,从风口喷入粉煤和空气使熔体中的铅、锌、锗等金属还原挥发而进入烟气。为了回收烟气中的烟尘,采用布袋收尘器时,烟气温度要降到100～120℃。烟气冷却系     

钢铁粉尘与高氯飞灰协同脱除有害元素的试验

 针对钢铁厂难处理粉尘有害元素含量高而制约其资源化利用的问题,以转炉泥为研究对象,通过卧式管炉模拟高温处理工艺生产条件,研究了转炉泥单独焙烧时有害元素的脱除特征,焙烧过程可脱除部分K、Na、Zn、Pb,但因氯低导致氯化挥发的脱除率低、焙烧温度高。针对此问题,将高氯垃圾飞灰配入转炉泥进行协同处置,以强化有害元素的脱除。研究表明,当飞灰配入量为28%时,焙烧温度可以降至1 100 ℃,且K、Na、Pb、Zn、Cl的脱除比例分别从61.32%、46.65%、36.09%、10.99%、77.06%提高到97.93%、68.96%、87.91%、59.76%、93.79%,焙烧过程主要为固相反应,无明显液相生成。在转炉泥和飞灰的混合料中适当配入碳粉,提供一定的还原性气氛,还可进一步提高有害元素的脱除比例,当配碳量为6%时,Pb、Zn脱除率提高到94.10%、67.94%,继续提高至10%时,Pb、Zn脱除率达到95.84%、94.74%。通过协同处理,不仅能够实现钢铁粉尘中有害元素的高效分离和富集,而且还能获得具有利用价值的固态铁渣,并可为飞灰无害化提供新的途径。     

高炉喷吹垃圾焚烧飞灰预处理工艺分析

为了解决高炉协同处置垃圾焚烧飞灰时氯负荷高的问题,以去离子水作为洗脱剂,通过考查不同水洗条件(水灰比、水洗时间、水洗温度、水洗次数)下垃圾焚烧飞灰中Cl元素和重金属元素的脱除效果,对飞灰高炉焚烧固化预处理中的工艺参数进行研究。结果表明,飞灰中Cl主要以NaCl、KCl、CaClOH的形式存在。在高炉协同处理前水洗预处理的适宜条件为水灰比为4 ml/g、水洗时间为5 min、水洗温度为25 ℃、水洗1次。在此条件下飞灰中Cl脱除率为86.45%、Zn脱除率为4.77%、Pb脱除率为35.65%、Cu脱除率为7.63%、Cr脱除率为9.71%。水洗后飞灰的配加比例、单位时间喷吹量、喷吹速度需按企业自身情况确定。在高炉喷煤比为139.12 kg/t(Fe)和飞灰喷吹量为喷煤量的1%条件下,由水洗后飞灰带入高炉的Cl质量为0.078 kg/t(Fe)、Zn为9.74×10-3 kg/t(Fe)、Pb为1.53×10-3 kg/t(Fe)、Cu为8.35×10-4 kg/t(Fe)、Cr为9.88×10-5 kg/t(Fe),远低于一般高炉熔炼要求,可以满足高炉正常运行需求。     

高炉喷吹垃圾焚烧飞灰预处理工艺分析

为了解决高炉协同处置垃圾焚烧飞灰时氯负荷高的问题,以去离子水作为洗脱剂,通过考查不同水洗条件(水灰比、水洗时间、水洗温度、水洗次数)下垃圾焚烧飞灰中Cl元素和重金属元素的脱除效果,对飞灰高炉焚烧固化预处理中的工艺参数进行研究。结果表明,飞灰中Cl主要以NaCl、KCl、CaClOH的形式存在。在高炉协同处理前水洗预处理的适宜条件为水灰比为4 ml/g、水洗时间为5 min、水洗温度为25 ℃、水洗1次。在此条件下飞灰中Cl脱除率为86.45%、Zn脱除率为4.77%、Pb脱除率为35.65%、Cu脱除率为7.63%、Cr脱除率为9.71%。水洗后飞灰的配加比例、单位时间喷吹量、喷吹速度需按企业自身情况确定。在高炉喷煤比为139.12 kg/t(Fe)和飞灰喷吹量为喷煤量的1%条件下,由水洗后飞灰带入高炉的Cl质量为0.078 kg/t(Fe)、Zn为9.74×10-3 kg/t(Fe)、Pb为1.53×10-3 kg/t(Fe)、Cu为8.35×10-4 kg/t(Fe)、Cr为9.88×10-5 kg/t(Fe),远低于一般高炉熔炼要求,可以满足高炉正常运行需求。     

高炉灰与转炉灰微波协同处理提取锌、铁有价组分

为了最大程度地发挥高炉灰与转炉灰的经济价值, 提高冶金固废资源利用率, 以高炉灰和转炉灰为原料, 采用微波法还原高炉灰与转炉灰中Zn、Fe等有价值元素并对其回收。此法利用微波热扩散均匀、升温速率快的特性, 大大降低反应时间, 同时还充分利用粉尘中的C进行自还原反应, 无需外配。通过正交实验探究不同因素对脱锌率的影响, 寻找还原Zn、Fe的较优条件; Zn提取完成后, 采用磁选法提取还原渣中的Fe。结果表明: 高炉灰和转炉灰配比为7:3, 还原温度区间为950~1 100℃时, 混合灰中的C可将Zn、Fe完全还原; 正交实验得到Zn脱除率因素由大到小顺序为还原温度、保温时间、料层高度、水分; 脱Zn较优工艺条件是: 还原温度1 100℃, 保温时间40 min, 料层高度0.5 cm, 水分含量为10%, 此时Zn脱除率为99.37%;还原渣经磁选后Fe回收率可达92.04%, 可作为铁精矿返回炼铁工序使用。      

Soda ash roasting of titania slag product from Rosetta ilmenite

A soda ash roasting process for upgrading titania slag product of Rosetta ilmenite to a high grade titanium dioxide (TiO₂) is presented. The roasting process was carried out at moderate to high temperatures to yield a reaction product that would be easily decomposed by subsequent leaching procedures. Factors affecting the roasting process; namely the soda ash ratio to the slag material, the roasting time and temperature were studied. The optimised conditions used a Na₂CO₃ to slag ratio of 0.55:1 at a roasting temperature of 850 °C for 0.5 h duration period. The impurities associated with the roasted slag were subjected to leaching with water and dilute hydrochloric acid solution leaving synthetic rutile (TiO₂) as insoluble residue. To improve the quality of the synthetic rutile, an alkaline leaching step was added to remove the excess silica present in the treated titania slag. This method is capable of producing high purity synthetic rutile assaying about 97% TiO₂.     

湿法炼锌渣中银的回收

在湿法炼锌工艺中锌精矿中的银主要富集在酸性浸出渣中,此矿样的浸出渣中Ag的品位约为234 g/t,还含有Zn、Pb等可重复利用金属,研究Ag、Zn、Pb等的回收再利用具有十分重要的意义。本文以酸性浸出渣为原料进行了物理分选、还原焙烧、直接熔炼法以及氧化焙烧-氰化提银的试验,重点研究了物理分选过程Ag、Zn、Pb的富集走向及氧化焙烧-氰化提银工艺中氯化钠用量、焙烧时间及温度对Ag浸出率的影响。研究得出:高温高酸浸出后浮选可使Zn和Ag得到富集;浸出渣酸浸后熔炼使粗铅中的Ag和Pb富集,Ag品位可提高6倍;并通过试验得到了较优的氧化焙烧和氰化浸出提银工艺参数。      

拜耳法赤泥制备海绵铁影响因素分析

采用煤基直接还原烧成—渣铁磁选分离—母液溶出的方法处理拜尔法赤泥,配入自制复合助剂,进行了生产优质海绵铁的试验探讨。通过SEM-EDS、X射线等手段研究了煤基直接还原过程中金属铁晶粒长大特性,着重讨论了添加剂种类、焙烧条件及磁选参数等对金属铁晶粒长大特性的影响,自制添加剂A为优选添加剂,最佳焙烧温度为1 200℃,焙烧时间2 h,磁场强度以2 000 A/m为宜,所得产品的金属化率为92.9%,含铁品位为93.7%,铁回收率为94.42%。     

含砷铜物料中砷、铜分离试验研究

采用焙烧-水浸联合工艺路线处理复杂含砷铜物料,试验结果表明,在加碱焙烧温度550℃,碱系数1.5倍,时间1.0h;焙烧渣水浸液固比5∶1,温度60~65℃,时间1.0h的条件下,99%砷可与铜分离,从而富集得到含铜76%的高含铜原料,可直接并入铜冶炼系统。     

Metals Removal from Municipal Waste Incinerator Fly Ashes and Reuse of Treated Leachates

Incinerator fly ash from municipal solid waste is considered as a hazardous waste and can release toxic metals such as Pb and Cd into the environment. This research verifies the performance of a sequential, closed circuit treatment process involving chemical leaching (alkaline washings followed by an acid washings) and precipitation (neutralization at pH = 5 and 7). This method also includes the recirculation of treated leachates during the acid washing steps. In total, ten recirculation loops were executed in laboratory pilot scale. The three alkaline leaching steps effectively solubilized the leachable Pb. Two acid leaching steps were required to solubilize Cd, Al, and Zn. Toxic metals, Cd and Pb, were removed from the fly ash at 72 and 30%, respectively. The toxicity characteristic leaching procedure (TCLP), the synthetic precipitation leaching procedure (SPLP), and a simple test using neutral water were conducted on the treated ash in order to validate the process. The results obtained were below the norm for the TCLP and near 0.01?mg/L of Cd and Pb in solution for the other two tests. The removal efficiency during the precipitation step were 21% Cd, 99% Pb, 100% Al, and 63% Zn. The metallic residue produced at pH = 7 contained 23% Zn which is potentially recyclable in the metallurgical industry. The recirculation of treated leachates reduced water consumption for the decontamination process by 60%.     

Carbonation of Municipal Solid Waste Incineration Fly Ash and the Impact on Metal Mobility

Fly ash from municipal solid waste incineration (MSWI) is considered as hazardous waste that calls for a robust, reliable, and reasonable treatment technique. This investigation aims to assess the impact of CO2 partial pressure, water addition, time, and temperature on the stabilization of MSWI fly ash with particular emphasis on Pb, Zn, Cd, and Cr. Carbonation and element mobility were studied by applying thermal analysis and leaching assays on fly ash samples treated according to a 24 factorial design. The relationship between the factors and the response variables was evaluated using partial least squares modeling. Chemical equilibrium calculations were performed so as to complement the experimental findings. Decalcification of carbonated fly ash in a typical Swedish landfill was estimated at 0.13?mm?yr?1 Treatment through carbonation reduced the availability of Pb and Zn about 100 times and also the carbonate alkalinity of 7.4?eq?(kg?FS)?1 (FS represents the fixed solids) was remedied successfully. However, shortcomings that need to be resolved are the remobilization of Cr with time and the mobilization of Cd.