国内冶金动态

N2013104“氧化锌法脱硫及副产品综合回收利用技术”通过鉴定 中国有色金属工业协会在中国恩菲组织召开科技成果鉴定会,“氧化锌法脱硫及副产品综合回收利用技术”通过专家鉴定。评审专家鉴定组一致认为：“氧化锌法脱硫及副产品综合回收利用技术”烟气脱硫效率高、副产的硫酸锌溶液和亚硫酸锌可返回系统利用,经济、社会和环境效益明显,项目整体技术达到国际先进水平。”     

湿法炼锌溶液中臭氧氧化除铁工艺及动力学研究

以臭氧为强氧化剂、ZnO为中和剂进行湿法炼锌溶液中Fe2+脱除的试验及动力学研究。考察初始Fe2+浓度、溶液pH、反应温度和O3流量等因素对除铁效果的影响。结果表明：增大pH、温度和O3流量可以显著增加除铁效率,而增加初始Fe2+浓度会降低除铁效率。宏观动力学研究表明,对比常用的拟一级、拟二级、Higbie和Avrami等动力学方程,臭氧氧化—沉淀除铁符合拟一级反应特征,受扩散控制,反应表观活化能为28.57 kJ/mol,动力学方程为r_(Fe^(2+) )=8.22[Fe^(2+) 〖]_0〗^(-0.74) [H^+ ]^(-0.51) Q_(O_3)^1.89 exp?〖(-3436/T〗)。     

次品氧化锌吸收法处理低浓度二氧化硫烟气的工业试验

进行了次品氧化锌吸收法处理低浓度二氧化硫烟气的工业试验,过程包括次品氧化锌料浆吸收低浓度二氧化硫烟气,空气氧化亚硫酸锌吸收液.试验表明,该方法二氧化硫吸收率>95%,空气利用率20%～25%,次品氧化锌利用率>50%,亚硫酸锌氧化率>92%.     

次品氧化锌吸收法处理低浓度二氧化硫烟气的工业试验

进行了次品氧化锌吸收法处理低浓度二氧化硫烟气的工业试验,过程包括次品氧化锌料浆吸收低浓度二氧化硫烟气,空气氧化亚硫酸锌吸收液。试验表明,该方法二氧化硫吸收率〉95％,空气利用率20％-25％,次品氧化锌利用率〉50％,亚硫酸锌氧化率〉92％。     

难选高硅氧化锌矿碱浸出动力学

研究了氢氧化钠处理难选高硅氧化锌矿的浸出动力学,考察了搅拌强度、浸出反应温度、氢氧化钠初始浓度对锌的浸出速率的影响。利用等浸出率法来确定其表观活化能和反应级数,得到表观活化能E=45.7 kJ/mol,属于化学反应控制;其反应级数K=1.4。实验结果表明,提高反应温度可显著提高锌的浸出率,而增大搅拌强度却对锌的浸出率基本无影响。     

氧化锌法矿化吸收重金属冶炼烟气中SO2的研究

研究氧化锌法矿化吸收重金属冶炼烟气中的低浓度SO₂,采用喷吹搅拌反应装置考察ZnO浓度、SO₂浓度、通气流量、浆液ZnSO₄浓度对氧化锌脱硫过程的影响规律。结果表明:随着氧化锌浓度从0提高到0.05%,有效脱硫时间由50 min延长至180 min;氧化锌浓度一定时,随着SO₂浓度、通气流量及浆液硫酸锌浓度的增加,有效脱硫时间缩短。脱硫过程中,浆液的pH值变化规律可分为:缓慢下降、迅速下降以及基本不变3个阶段,pH值从6~7降至2~3。      

利用高氟氯烟灰生产纳米氧化锌的生产实践

本文详细介绍了利用高氟氯氧化锌生产纳米氧化锌并富集回收铟铜镉的生产实践。锌冶炼系统产出的高氟氯氧化锌采用一段浸出的方法使锌尽可能的浸出,再用锌浮渣中和除去铁、砷、锑并富集铟至沉淀渣中。含铜镉的硫酸锌溶液采用锌粉置换除杂,合格的硫酸锌溶液用碳酸钠饱和溶液沉淀,再水洗、干燥、高效焙解产出纳米氧化锌。     

采用套管式微反应器臭氧氧化降解苯酚水溶液的研究

将新型套管式微反应器应用于苯酚溶液的臭氧氧化处理体系,考察了套管式微反应器微孔孔径、内外管环隙、苯酚溶液初始质量浓度、温度、pH值和气液比等因素对苯酚去除率的影响.结果表明,苯酚去除率随着套管微孔孔径、内外管环隙和苯酚溶液初始质量浓度的增大而减小;随着气液比和温度的增大而增大;而随着溶液pH值的增大,苯酚去除率则先增大后减小.初始质量浓度为100mg/L的苯酚溶液在pH为11,气液比为13,套管内管孔径为10μm,内外管环隙为250μm,温度为25℃的条件下,苯酚去除率可达99%以上.     

蒸馏—臭氧酸浸处理高硫渣浮选尾矿

采用蒸馏—臭氧氧化—稀硫酸浸出工艺路线处理氧压浸锌的浮选硫尾矿,主要为蒸馏法回收单质硫,臭氧氧化—稀硫酸浸出浮选硫尾矿回收其中有价元素。在温度400℃、保温时间0.5 h、载气流量400 mL/min条件下,浮选硫尾矿中硫元素的回收率可达到92%以上。臭氧对硫尾矿中Fe、Cu、As、Zn等元素的浸出具有很好的促进效果。在温度80℃、时间2 h、液固比6、氧气流量400 mL/min、硫酸浓度1.6 mol/L、搅拌速度400 r/min的条件下,Fe、Cu、As、Zn的浸出率分别可达到73.08%、90.97%、89.69%、99.03%。     

生铁高炉瓦斯泥中锌的氨浸回收实验

我厂在1982年曾对生铁高炉烟尘中锌的贮存状态等作过详细调查,得出高炉挥发出的锌主要富集在瓦斯泥中,锌含量为10—40％,并利用0.36m~3的反射炉进行了回收实验,但收得率较低。文献指出,氧化锌在国内外市场上的需求量大量增加,硫酸锌的需求量也将增加,因此从污泥中直接回收氧化锌或硫酸锌产品是十分必要的。     

铅锌混合矿氧气熔融脱硫

随着烧结+鼓风炉工艺处理铅锌混合精矿能耗高和环境污染的问题日益凸显,使用熔池熔炼法替代烧结工艺成为铅锌混合精矿较好的火法冶炼工艺选择。采用静态法和XRD技术研究了O₂流量、温度、入炉炉料成分对铅锌混合矿脱硫的影响以及脱硫渣物相变化。结果表明:与烧结工艺相比,铅锌混合精矿高温熔融脱硫时间短、脱硫率高。O₂流量的增加和温度的提高有利于铅锌混合矿脱硫反应的进行,铅锌混合矿脱硫率随着ω（Fe）/ω（SiO₂）和ω（CaO）/ω（SiO₂）的增加而降低,但在1 400 ℃时ω（CaO）/>ω（SiO₂）的增加有利于脱硫速率的加快和脱硫率的增加。当反应温度为1 250 ℃时,随着熔渣中Fe/SiO₂的增加,熔渣中尖晶石相（Zn_xFe_3-xO_4+y）开始形成并增多。      

唐钢新区铁水KR高效脱硫的工业试验研究

通过在唐钢新区200 t铁水包中取样,研究了KR脱硫过程中铁水中[S]和脱硫渣中(S)含量的变化规律。结果表明,在KR 10 min的机械搅拌过程中,铁水硫从初始0.038%下降到0.002%,脱硫渣(S)从初始0.028%上升到3.28%。脱硫率从初始68%下降到33%。KR脱硫的限制性环节在后期的7～10 min,这是目前仍尚未明确的问题。为了提高KR处理过程末段脱硫效率,采用了阶跃式变化搅拌速度的工艺思路,并开展工业试验,在不增加搅拌时间的情况下,搅拌速度从90～110 r/min降低至45～90 r/min,脱硫剂用量从8～10 kg/t降至4.0～6.5 kg/t。阶跃控制搅拌速度的KR脱硫模式,在实际生产中具有较强的应用价值。     

硫氧混合铅锌矿中锌的氧化氨浸动力学

常压低温条件下在NH₃-（NH₄）₂SO₄体系中使用过硫酸铵作为氧化剂对硫氧混合铅锌矿中的锌进行浸出实验,系统研究了搅拌速度、浸出剂浓度、氧化剂浓度与温度对于锌浸出率的影响.结果表明,在最优条件下锌的浸出率可达93.2%,且浸出过程中几乎没有其他离子进入溶液,实现了锌的选择性高效浸出,从而简化了后续的浸出液净化与材料制备过程.动力学研究表明,硫氧混合铅锌矿中锌的氧化氨浸过程遵循固体产物层扩散控制的未反应核收缩模型,浸出反应的表观活化能为17.89 kJ·mol-1.      

中和结晶过程对Ta2O5粉末粒度特性的影响

采用中和结晶-煅烧法制备Ta2O5粉末,分别考察了中和结晶过程中钽液浓度、钽液起始pH值、结晶温度、氨水浓度、氨水流速和搅拌速度等六个因素对Ta2o5粉末粒度的影响.试验结果表明,在钽液浓度c(Ta2O5)为95g/L,钽液起始pH=1.80,水浴温度60℃,氨水浓度8.0 mol/L,氨水流速1.0 mL/min,搅拌速度40 r/min的条件下,制得的Ta2o5粉末最大平均粒径可达180μm,完全满足生产需求.     

pH对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿生物氧化的影响

以载金黄铁矿为研究对象,研究pH值对中度嗜热混合菌氧化载金黄铁矿的影响.载金黄铁矿生物氧化过程中由于载金黄铁矿氧化溶解产酸使生物氧化体系不断下降,经过5 d搅拌氧化pH值已降至0.9左右,低于中度嗜热菌的最适生长pH值,抑制微生物的生长和载金黄铁矿生物氧化.控制生物氧化体系的pH值至1.2和1.6使铁离子浓度从13.08 g/L增大至15.75 g/L和13.58 g/L, 控制载金黄铁矿生物氧化体系pH值至1.2显著促进载金黄铁矿生物氧化.XRD分析结果表明:中度嗜热菌氧化载金黄铁矿过程中不生成黄钾铁矾和单质硫等产物.      

锌冶炼工厂含硫尾气采用氧化锌法脱硫的技术分析

分析了有色冶炼厂处理含硫尾气通常采用的方法和特点,介绍了锌冶炼厂采用氧化锌法的脱硫原理、工艺流程、吸收设备选择及PH值控制、吸收剂比较、亚硫酸锌处理等,提出了使用氧化锌法脱硫技术应注意的问题。     

Numerical Investigation of Desulfurization Kinetics in Gas-Stirred Ladles by a Quick Modeling Analysis Approach

A quick modeling analysis approach for predicting the slag-steel reaction and desulfurization kinetics in argon gas-stirred ladles has been developed in this study. The model consists of two uncoupled components: (i) a computational fluid dynamics (CFD) model for predicting the fluid flow and the characteristics of slag-steel interface, and (ii) a multicomponent reaction kinetics model for calculating the desulfurization evolution. The steel-slag interfacial area and mass transfer coefficients predicted by the CFD simulation are used as the processing data for the reaction model. Since the desulfurization predictions are uncoupled from the CFD simulation, the computational time of this uncoupled predictive approach is decreased by at least 100 times for each case study when compared with the CFD-reaction kinetics fully coupled model. The uncoupled modeling approach was validated by comparing the evolution of steel and slag compositions with the experimentally measured data during ladle metallurgical furnace (LMF) processing at Nucor Steel Tuscaloosa, Inc. Then, the validated approach was applied to investigate the effects of the initial steel and slag compositions, as well as different types of additions during the refining process on the desulfurization efficiency. The results revealed that the sulfur distribution ratio and the desulfurization reaction can be promoted by making Al and CaO additions during the refining process. It was also shown that by increasing the initial Al content in liquid steel, both Al oxidation and desulfurization rates rapidly increase. In addition, it was found that the variation of the initial Si content in steel has no significant influence on the desulfurization rate. Lastly, if the initial CaO content in slag is increased or the initial Al₂O₃ content is decreased in the fluid-slag compositional range, the desulfurization rate can be improved significantly during the LMF process.     

Development of Slag Recycling Process in Hot Metal Desulfurization with Mechanical Stirring

In order to develop an environment‐friendly steelmaking process, a slag recycling process for hot metal desulfurization by mechanical stirring was designed. The process was developed with 70 kg‐scale hot metal experiments and actual plant tests. The recycled slag has a 70% desulfurization ability compared with that of virgin flux (CaO‐5%CaF₂). The lower efficiency of the recycled slag was caused by SiO₂ contamination carried over from the previous process. There is no particular size requirement for the recycled slag, as the effect of the recycled slag size on the desulfurization ability is small. The ratio of CaO in the recycled slag to total CaO should be less than 60% in order to prevent an increase in the amount of slag. Slag recycling operation can be repeated more than twice when the optimum conditions are applied. The slag recycling process was established in an industrial operation, and consumption of desulfurization flux decreased by 40% with the process compared with that without slag recycling. Slag hot recycling was adopted at another plant where consumption of desulfurization flux decreased by 50% compared to operation without slag recycling. The positive effect of hot slag recycling is estimated to be a result of the temperature of the recycled slag.