熔融铜渣天然气还原过程的研究

采用天然气对熔融态铜渣进行还原,通过单因素实验考察了反应温度、碱度、通气量、渣金分离时间对铜渣中铜和铁总收得率的影响.在惰性气氛下,反应温度为1 425℃,熔渣碱度为1.0,天然气过量系数为1.3倍,渣金分离时间为30 min时,渣中铁质量含量降到2.58%,铜含量由0.88%降低到0.03%,铜渣中铜和铁总收率达到94.09%.     

熔融改质含磷钢渣碳热还原回收有价元素试验

 针对含磷转炉渣中磷、铁及锰等有价资源回收及有价元素回收后钢渣资源化利用的问题,通过理论计算、电阻炉试验、感应炉试验等研究手段,系统分析了熔融改质后的含磷钢渣碳热还原回收有价元素的热力学条件和影响规律。研究结果表明,还原温度为1 723 K、碱度为1.0~2.0时,低碱度有利于渣中铁、磷资源的回收;当炉渣碱度为1.0时,Fe₂O₃、P₂O₅、MnO还原率分别可达到99.50%、84.47%和3.26%,渣中铁元素和磷元素收得率分别为99.50%和68.69%;当碱度为1.5时,渣中Fe₂O₃、P₂O₅还原率分别为90.45%和63.73%,与碱度为1.0时相比还原率降低;当碱度为2.0时,渣铁未实现完全分离,渣中Fe₂O₃还原率为71.43%。在感应炉内对熔融改质工业渣碳热还原试验中,在碱度为1.0时,温度为1 723 K条件下,渣中铁元素收得率可以达到99%以上,磷收得率为47.18%;通过热力学分析可以发现,FeO、P₂O₅与MnO相比更容易被碳还原,在试验过程发现,FeO及P₂O₅先还原,反应20 min后渣中MnO开始被还原,整个还原过程中渣中MnO含量略有降低;碳热还原后渣中FeO质量分数仅为0.07%,渣中P₂O₅质量分数为0.93%,MnO质量分数为2.83%;利用FactSage对比改质渣还原前后物相组成可知,还原后渣中含铁物相(Ca₃Fe₂Si₃O₁₂)物相能得到有效控制,磷酸钙质量分数明显减少,渣中橄榄石相大幅度增加,提高了钢渣的应用范围,这为含磷钢渣有价元素回收及资源化利用提供了研究基础。     

云铜铜渣还原熔分试验分析

为了合理利用云铜渣,采用ITmk3工艺获得高质量粒铁,在实验室条件下进行了一系列的基础研究。通过比较试样全铁质量和熔分得到的粒铁质量,得到了金属铁的收得率,结合化学分析方法,分别得到了试样还原后的金属化率以及熔分后金属铁中的碳质量分数,研究了各个因素对以上指标的影响规律,形成了对云铜渣合理还原熔分的工艺路线,得到如下结论:渣熔化是形成粒铁的必要条件,铁的聚合程度取决于渣铁分离熔化之前铁的渗碳质量分数。渣中SiO_2的存在是渣相低熔点的根本原因,碱度改变时云铜渣的熔化区间会发生变化,但对熔化开始温度的影响不显著。当碱度大于0.4后,添加CaO能显著地提高云铜渣的还原性能。     

渣系碱度对含碳球团渣相组成和渣铁分离的影响

采用煤基直接还原熔分技术和FactSage热力学分析软件以及XRD分析手段,研究了渣系碱度wCaO/wSiO2对高铁铝土矿含碳球团渣相组成和渣铁分离效果的影响。实验结果表明,渣系碱度对含碳球团的渣系组成和渣铁分离效果有重要影响。当碱度为1.0和1.5时,粒铁尺寸最大,渣铁的分离效果最好,粒铁收得率分别为91.55%和91.86%;当碱度为0.5时,粒铁尺寸较小,渣铁分离效果较差,粒铁收得率为65.43%。当碱度为2.0时;粒铁尺寸最小,渣铁分离效果最差,粒铁收得率只有44.53%。XRD分析结果表明,当渣系碱度分别为0.5、1.0、1.5和2.0时,熔分渣的主要组成分别为α-Al2O3-CaAl2Si2O8、α-Al2O3-CaO·6Al2O3-Ca2Al2SiO7、CaO·6Al2O3-Ca2SiO4-Ca2Al2SiO7、Ca2Al2SiO7-Fe2SiO4。FeAl4O7、CaAl4O7以及金属铁在熔分渣中的含量较少。     

高磷铁矿含碳球团还原熔分脱磷

通过对高磷铁矿中磷灰石还原机理的分析,发现配加碱性添加剂有利于抑制磷灰石还原,减少珠铁中磷含量。试验首先向含碳球团中配加CaCO3调节碱度,并在此基础上分别添加Na2CO3、CaF2,研究碱度和添加剂对球团还原熔分后珠铁和渣中磷含量的影响,得到磷的分配情况。试验结果表明:提高碱度,配加Na2CO3、CaF2均有利于抑制高磷铁矿中磷灰石的还原,降低珠铁中的磷含量。在1 400℃,碱度为1.4,Na2CO3、CaF2的质量分数均为4%,反应时间为12min时,珠铁中磷含量达到最低,脱磷率达到81.2%。     

高铁铝土矿含碳球团的直接还原熔分工艺

采用煤基直接还原熔分技术研究了高铁铝土矿含碳球团的还原熔分工艺,考察了直接还原熔分工艺对粒铁尺寸和粒铁收得率以及熔分渣中Al2O3品位的影响.结果表明:当球团碱度为1.0,还原-熔分温度为1 450℃,配碳比n(C)/n(O)为1.4,外配Ca F2质量分数为2.0%,还原-熔分时间为20 min时,粒铁尺寸最大(15.55 mm),粒铁收得率和熔分渣中的Al2O3品位最高,分别为95.67%和43.96%.高质量的粒铁具有较高的碳含量(w[C]=3.86%)和金属铁含量(w[Fe]=93.46%)以及锰含量(w[Mn]=1.63%),能够满足钢铁工业对铁水品质的要求,同时熔分渣的化学成分也达到了黏土砖熟料的工业指标.     

高硅铁废渣直接还原铁晶粒形成与长大

 冶金工业每年会产生大量的高硅铁废渣,铜渣作为一种典型的高硅铁废渣,目前主要以露天堆积方式处理,为了提取铜渣中有价元素,并进行资源化利用,以某厂铜渣为例进行煤基直接还原试验,采用XRD衍射、扫描电镜等分析手段,探究铜渣在直接还原过程中不同阶段以及加入形核剂条件下铁晶粒的形成、长大及分布规律。结果表明,还原时间为30 min时,金属化率最高为78.40%,铁晶粒生长情况最为良好,铁元素分布最集中;还原过程中加入磁铁矿能明显提高金属化率,有利于铁晶粒的生长,当磁铁矿配比为20%时,金属化率最高,为87.59%;磁铁矿作为形核剂加入可降低形核位垒,促进铁晶粒的长大与铁元素的集中分布。     

从铜熔炼渣中回收铁的研究

模拟链篦机-回转窑工艺直接还原磁选回收铜渣尾矿中的铁,试验研究了碱度、预热温度、预热时间、还原温度、还原时间及煤矿比等因素对铁精矿质量的影响.结果表明:碱度为0.3,预热温度为1 000℃,预热时间为9 min,还原温度为1 200℃,还原时间为70 min,煤矿比为2∶1,焙烧矿球磨时间为20 min(小于0.074 mm,占95%左右)以及磁场强度为0.08 T的条件下,铁品位及回收率均达到90%以上.     

贫化铜渣熔融还原提铁试验研究

研究以贫化铜渣为对象,首先对贫化铜渣熔融还原进行理论分析,并进行试验考察炉渣碱度、碳氧比、冶炼时间和冶炼温度四个因素对铜渣中铁元素回收率的影响。试验结果表明,(1)贫化铜渣熔融还原提铁合理的试验参数为:铜渣碱度0.3~0.5,碳氧比为1.15~12,冶炼温度为1 500~1 550℃,冶炼时间为40~45 min;(2)在合理试验参数下,铁元素回收率在90%以上,铜元素全部进入金属相;(3)试验获得了铁含量88%~90%,铜含量4.2%~4.6%的含铜铁,可望用于耐候钢等舍铜钢种的冶炼。尾渣中SiO2含量高达50%以上,可使用制备矿物棉等高附加值产品,从而实现铜渣资源的全部高附加值利用。     

含碳球团还原熔分试验研究

以铁精粉、煤粉和石灰石为主要原料制成含碳球团,进行还原熔分试验,并对渣铁形貌和渣铁分离程度进行分析。结果表明含碳球团还原熔分试验的最优方案是:还原温度1 480℃,配煤量(按wC/wO计算)1.2,还原时间22 min,炉渣二元碱度R21.0。在最优试验方案下,得到的粒铁产品质量指标良好,渣铁分离效果最佳,渣中Fe O含量最低,铁收得率高达98.62%。     

铜渣直接还原动力学

我国铜渣资源储量丰富，渣中含有多种有价金属，具有很高的二次利用价值.为了揭示铜渣提铁的碳热还原机理，以无烟煤为还原剂，进行铜渣含碳球团等温还原实验，并对其进行动力学分析.实验设定的还原温度为1 000 ℃、1 050 ℃、1 100 ℃、1 150 ℃和1 200 ℃，碳氧比即n_c/n_o=1.0.结果表明，对于铜渣含碳球团等温还原实验，温度对反应速率有重要影响；该反应主要限速环节为气相扩散，活化能数值为118.059 kJ/mol；对其进行阶段性动力学分析，其活化能在61.54~146.98 kJ/mol范围内，且活化能的数值随着还原度的变化而变化，具体表现为:第1阶段反应活化能数值较小，原因可能是该阶段反应刚开始，原铜渣中含有一些铁氧化物（Fe₃O₄）先参与了反应；第2阶段反应活化能较高，此时原铜渣中的铁氧化物已基本反应，铁以橄榄石的状态存在，且橄榄石呈液态，致使球团孔隙度降低，气体在球团内的扩散受阻.      

Experiment on dephosphorization process of “remaining slag double slag” in combined blown converter

The dephosphorization process test was carried out in a domestic converter steel plant by using the “remaining slag double slag” process technology. The results show that with the increasing of dephosphorization rate in early stage of converter, the end point dephosphorization rate increases continuously. The silicon content in molten iron has the greatest influence on the dephosphorization rate in early stage. According to the composition of molten iron, properly reducing the oxygen supply intensity, reducing the gas solid oxygen ratio，adding an appropriate amount of lime and sinter in early stage of smelting are conducive to the improvement of dephosphorization rate in early stage. Adding lime of 4-8kg per ton of molten steel in the first turn down stage does not affect the tapping temperature, which can improve the dephosphorization rate in the first turn down to end point stage and the end point dephosphorization rate at the same time. From the control effect of the end point, the alkalinity of the end point slag should not be less than 3.0, the mass fraction of FeO in the slag should be 16%-20%, and the end point tapping temperature should be appropriately reduced to 1610-1630℃, which is conducive to the improvement of the end point dephosphorization rate. By strengthening of the stirring of molten pool and promoting the balance of the steel slag reaction, it is conducive to improvement of the end point phosphorus distribution ratio, so as to further improve the end point dephosphorization rate.     

利用选择性浸出和沉淀从高磷钢渣中提取磷

摘要：使用高磷铁矿石冶炼所产生的高磷钢渣被视为一种磷资源。为了回收高磷钢渣中的磷,研究采用了选择性浸出和沉淀的方法,对不同P2O5含量的高磷钢渣进行了研究。结果表明：高磷钢渣中P2O5主要富集在2CaO·SiO2-3CaO·P2O5固溶体中;pH值为5.0时高磷钢渣中大部分固溶体被溶解分离,磷溶出率超过81.0%,而铁溶出率低于6.0%,实现了选择性浸出;浸出后的低磷残渣可作为冶金熔剂循环使用;升高浸出液pH值后,磷酸根离子形成沉淀;回收的沉淀物中P2O5质量分数达到23.9%,可作为磷肥使用。通过本工艺,高磷钢渣中磷能被有效分离及提取,实现了资源化利用。     

从铜渣中回收铁的研究现状及 其新方法的提出

对铜渣进行XRD物相、扫描电镜和能谱以及主要元素含量的分析，指出从铜渣中回收铁的困难.综述了国内外从铜渣中回收铁的一些主要工艺方法及其优缺点，并提出弱氧化焙烧-磁选处理铜渣的新方法.铜渣和CaO的质量比为100:25，CO₂和CO的气体流量分别为180 mL/min和20 mL/min，焙烧温度1 050 ℃，保温焙烧2 h后，冷却后破碎磨细至0.074 mm，再通过170 mT的磁场磁选分离得到铁精矿.获得了铁品位54.79 %的铁精矿和含铁22.12 %的磁选尾矿，铁的回收率为80.14 %，基本实现了铜渣中铁的回收.      

铜渣煤基直接还原过程中的铁物相转变

摘要：采用直接还原工艺回收铜冶炼渣中的铁，对不同温度下铁物相的转化以及金属铁颗粒的长大规律进行分析。通过对铜渣进行配料造球 煤基直接还原焙烧 弱磁选处理，得到了直接还原铁精矿指标随时间及温度的变化。结果表明，在焙烧温度1300℃，焙烧时间30min的条件下得到了TFe质量分数为91.55％、金属化率为92.99％及回收率为82.99％的铁精矿。对不同还原温度下铁精矿分析表明：1050、1100、1150℃均生成了金属铁，但还原度及TFe含量较低。1200℃时发现有Fe2C5及SiC相的生成，形成的CaSiO3·FeSiO3液相影响了还原过程。1250℃时生成了Fe3C，但Fe2SiO4会与CaO形成低熔点矿物。1300℃时精矿中含有大量金属铁，但也形成了低熔点化合物，增加了后续处理的难度。金属铁颗粒首先出现在矿物颗粒失氧而产生的裂纹及孔洞的边缘，金属铁小颗粒被大颗粒吸收并聚结长大，金属铁经过斑点状 蠕虫状 仙人掌状的转变最后形成致密的金属铁层。     

氧化钙在铜渣还原过程中的作用

 铜渣是火法炼铜过程中产生的固体废弃物，其中铁质量分数约为40%，中国每年排放的铜渣量高达1 400万t，因此，研究铜渣还原提铁对资源综合利用具有重要意义。结合铜渣的物相分布，介绍了氧化钙在铜渣还原过程中的促进和抑制两种作用机理。促进作用包括氧化钙可以显著降低铜渣还原体系的反应初始温度、破坏铜渣中铁橄榄石结构、促进渣相中氧化亚铁的释放、降低铁晶粒的成核势垒，并加速铁晶粒的成核。抑制作用为氧化钙与硅氧化物生成高熔点的钙硅酸盐，增加铜渣渣相的固相率，阻碍铁晶粒的聚集、长大。     

鲕状赤铁矿微波加热还原提铁脱磷机制

采用微波加热还原鲕状赤铁矿内配碳球团,考察了还原温度、碱度及添加剂用量对球团含磷组元迁移的影响,对微波碳热还原提铁脱磷机制进行了分析。结果表明,随着还原温度的升高含磷组元逐渐被还原,当还原温度达到1 150℃以上时含磷矿物被大量还原,并且富集到还原铁中造成还原铁粉磷含量过高。在较低还原温度下,通过选择合适的碱度和脱磷剂用量,能有效地抑制含磷组元的还原,促进铁氧化物的还原和聚集。实验采用原矿粒度0.8 mm、碱度0.8、碳氧摩尔比1.0、钠盐添加剂用量20%(质量分数)、还原温度为950℃保温10 min的条件对物料进行还原,将还原物料研磨到0.074 mm在65 mT的场强下进行磁选可得到全铁质量分数82.79%、回收率86.49%、P质量分数0.34%的指标,所得到的还原铁粉杂质较少,而含磷物质主要以磷酸盐的形式存在于磁选渣中。     

水淬铜渣还原熔分回收粒铁和铜

采用煤基还原熔分技术研究了熔分温度、熔分时间、氟化钙配比,煤粉配比对铜渣熔分后铁、铜回收率的影响,并运用 XRD及 SEM等分析手段对熔分产物进行了详细的研究。结果表明,在1380~1450℃之间进行熔分,通过对铁、铜的综合收得率计算,熔分温度应该控制在1430℃,在此基础上确定最佳熔分时间为20 min,此时金属铜的回收率达到最高,为90％左右。配入一定比例的煤粉和氟化钙均能提高铁的回收率,尤其以添加氟化钙的效果最好,适宜的添加比例不应超过2％(质量分数)。对分离后的渣铁分别进行表征分析,表明粒铁中的主要组织为铁素体和浮氏体,炉渣主要呈非晶态,其中夹杂有尚未凝聚的铁晶粒。最后,在最优条件下进行了转底炉半工业试验。     

从赤泥中联合提取铁和氧化铝试验

 赤泥是从铝土矿中浸出氧化铝后产生的固态废渣,含有一定量的铁、氧化铝以及其他有价金属元素。为了综合回收赤泥中铁和氧化铝,开发了赤泥配碳制备成含碳球团,含碳球团直接还原-熔分生产金属铁,熔渣自粉化浸出氧化铝的方法。试验研究了不同工艺参数对赤泥中铁和氧化铝提取结果的影响,得到的最佳工艺条件为：碳氧比为1.8,还原温度为1 250 ℃,还原时间为60 min,熔分温度为1 500 ℃,熔分时间为20 min,熔渣冷却速度小于20 ℃/min,钙铝比为1.6。在最佳工艺参数下,得到的生铁磷、硫质量分数分别为0.047%和0.017%,熔渣中[w(FeO)]为1.26%,熔渣自粉化完全,自粉化渣中Al2O3浸出率可以达到86.65%。