含锌电炉粉尘水浸处理-真空碳热还原工艺

根据国家对绿色冶金的倡导,对如何高效无污染回收含锌电炉粉尘中的金属锌及K、Na元素进行研究,采用水浸预处理回收粉尘中K、Na元素,再进行真空碳热还原回收金属锌。试验结果表明,水浸最佳方案为固液比为1∶10(g/ml)、搅拌速度为300 r/min、水浸时间为70 min。此条件下,K元素浸出率达91.09%,Na元素浸出率达85.68%。通过FactSage 8.0软件模拟真空碳热还原电炉粉尘在不同含碳条件下热力学行为,并结合前期探索试验表明,水浸渣添加质量分数为10%的焦炭、还原温度为950 ℃、保温时间为60 min的条件下进行真空碳热还原试验可有效分离Fe、Zn元素,获得金属锌锭(Zn质量分数为98.15%)及高品质铁精粉(Fe质量分数为61.93%)。     

电炉粉尘中锌金属回收的试验研究

电炉炼钢会产生大量的电炉粉尘,多数钢铁厂把粉尘仅简单处理后填埋,造成环境和资源的双重压力。然而电炉粉尘中的铁、锌元素含量较高,具有较高的回收利用价值。针对电炉粉尘中铁锌分离、回收金属锌的可行性进行了理论分析,进而试验研究了焙烧温度、焙烧时间、不同碳/氧比对铁锌分离的影响。结果表明,当碳/氧比为1.2,焙烧温度1100℃,还原时间10min,可以得到金属化率为84.95%的球团,并且收集到金属锌。     

退役磷酸铁锂正极材料提锂渣资源化回收工艺

目前退役磷酸铁锂正极材料的回收主要是通过选择性浸出回收锂，已实现工业化运行。然而，退役磷酸铁锂正极材料中锂回收后残留的磷铁渣尚未出现有效的处理方法，亟待解决。提出一种盐协助碳热还原—水浸分离法，先通过K2CO3和碳热还原共同作用将FePO4转化为Fe和磷钾化合物，再通过水浸方式将铁和磷分离。系统研究了碳热还原条件对铁磷分离效果的影响。结果表明，在焙烧温度900 ℃、焙烧保温时间4.0 h、K2CO3与磷铁渣质量比0.7、碳粉与磷铁渣质量比0.3的条件下，焙烧产物经常温水浸分离，Fe的回收率为99.3%，水浸固体产物经磁选分离可得到Fe含量为95.2%的产物，实现了磷铁渣中铁与磷的高效分离。本工艺具有不使用强酸、回收过程简单、磷铁渣利用率高等优点，具有工业应用潜力。     

从不锈钢粉尘中选择性提取Cr、Ni和Zn重金属

基于热力学计算结果,通过配碳还原-熔分工艺,从不锈钢粉尘中选择性分步提取了Cr、Ni和Zn重金属元素.配碳还原实验结果表明,不锈钢粉尘的最佳配碳量为20%,粉尘中Fe、Ni和Zn的最低还原温度为1050℃,Cr的最低还原温度是1 400℃,与热力学计算结果一致,通过控制温度实现了对粉尘中金属的选择性分步还原.直接还原熔分实验说明,Fe-Cr合金最佳熔分温度为1550℃,粉尘中金属以Fe-Ni-Cr合金形式被提取出来,渣金分离状况良好,反应时间5min时金属提取率已达到75%左右,15 min时Fe和Cr收得率达到85%以上,Ni超过90%.通过控制配碳量、还原时间与反应温度,在不改变现有工艺的条件下,不锈钢粉尘直接返回炼钢主流程回收其重金属完全可行.      

从钒铁除尘灰制备偏钒酸铵的研究

在电炉生产钒铁过程中,为了防止环境污染,采用布袋除尘器收集粉尘,该粉尘中含有钒、钠和钾等元素。文章研究采用焙烧-水浸-偏钒酸铵结晶法从钒铁除尘灰中回收钒,确定了焙烧、浸出及结晶参数对钒收率的影响。试验结果表明:钒铁除尘灰在800℃焙烧60 min,钒转化率可达91.9%;焙烧熟料在液固比3∶1、浸出温度70℃条件下反应30 min,钒浸出率可达99.6%。利用浸出液制备偏钒酸铵时,在硫酸铵与五氧化二钒质量比2.8的条件下,沉淀钒收率超过98.2%,且所得偏钒酸铵品位达98.22%。     

真空碳热预还原-盐酸浸出钛精矿制备人造金红石的研究

本文以钛精矿为原料进行真空碳热预还原-盐酸浸出实验，并分析真空碳热还原温度对金属失重率、金属化率、炉内压强以及Fe、Si和Mg挥发情况的影响，以及研究盐酸浸出中不同固液比、盐酸浓度、酸浸时间对人造金红石品位的影响，从而得到真空碳热预还原-盐酸浸出钛精矿制备人造金红石方法的最佳反应条件。试验结果表明，随着还原温度升高，金属化率和失重率逐渐增加，Fe、Si和Mg的挥发率逐渐增大，还原温度选择1 500℃为宜；盐酸浸出最佳条件为盐酸浓度15%、固液比1∶5、酸浸时间20 min、搅拌速度120 r/min。真空碳热预还原可使钛精矿的杂质含量降低，使杂质铁还原形成细小的球状颗粒，使其比表面积大大增加，从而降低酸解的反应温度、压强和反应时间，在常压条件下采用盐酸浸出方法即可以快速还原得到高品位的人造金红石。     

烧结机头电除尘灰的分级利用

摘要：以某钢铁企业烧结机头电除尘灰为原料，采用水浸-过滤-蒸发浓缩-冷却结晶工艺研究KCl的回收试验及浸出渣的再利用。研究浸出时间、液固比、搅拌速度和浸出温度等因素对KCl的回收效果的影响。结果表明：1号、2号电场除尘灰经过一次水洗浸出后，碱金属K、Na的脱除率分别达99.90%、99.99%和99.85%、99.93%，浸出渣铁品位为47.51%和43.90%，重金属Pb质量分数为0.14%和0.57%，浸出渣可返回烧结工序；3号、4号电场除尘灰经过二次水洗浸出后，碱金属K、Na的脱除率分别达99.34%、99.66%和99.38%、99.69%,浸出渣铁品位为35.19%和20.86%，重金属Pb质量分数为10.86%和14.50%，浸出渣可作为火法回收铅的原料。浸出液经过蒸发浓缩冷却结晶，得到产品中KCl质量分数为93.39%。     

烧结机头电除尘灰的分级利用

以某钢铁企业烧结机头电除尘灰为原料,采用水浸-过滤-蒸发浓缩-冷却结晶工艺研究KCl的回收试验及浸出渣的再利用。研究浸出时间、液固比、搅拌速度和浸出温度等因素对KCl的回收效果的影响。结果表明:1号、2号电场除尘灰经过一次水洗浸出后,碱金属K、Na的脱除率分别达99.90%、99.99%和99.85%、99.93%,浸出渣铁品位为47.51%和43.90%,重金属Pb质量分数为0.14%和0.57%,浸出渣可返回烧结工序;3号、4号电场除尘灰经过二次水洗浸出后,碱金属K、Na的脱除率分别达99.34%、99.66%和99.38%、99.69%,浸出渣铁品位为35.19%和20.86%,重金属Pb质量分数为10.86%和14.50%,浸出渣可作为火法回收铅的原料。浸出液经过蒸发浓缩-冷却结晶,得到产品中KCl质量分数为93.39%。     

转底炉处理冶金粉尘工艺的锌钾钠脱除及烟气形成

转底炉直接还原处理钢铁厂冶金粉尘过程中,Zn、K、Na等元素的脱除及烟气形成过程对转底炉工艺实施效果影响很大.采用高温管式炉模拟转底炉工艺条件,用钢铁厂含锌粉尘制成内配碳球团,进行直接还原实验研究,并收集实验过程产生的烟气和二次粉尘,对烟气中的气体成分以及烟气中的二次粉尘进行化学成分、微观结构以及物相组成分析.研究证明:Zn的脱除率可以达到98%,K、Na、Pb的脱除率分别达到80%、88%和85%;烟气中N2、CO、CO2的体积分数分别为71.4%、14.5%和14.1%;烟气中二次粉尘主要物相为ZnO、KCl、Zn5(OH)8CI2H2O、PbO和NaCl,二次粉尘中ZnO含量高达80%,可作为二次锌资源加以利用.在此基础上分析了转底炉直接还原过程中Zn、Ph、K、Na脱除和烟气形成机理.     

不锈钢粉尘碳热还原渣高效粉化分离

不锈钢粉尘是钢铁冶炼过程产生的典型二次固废，其含有大量的有价金属铁、铬和镍的氧化物，具有较高的回收利用价值。碳热还原法是一种高效冶炼金属矿物的火法工艺，使用碳热还原法处理不锈钢粉尘过程中，还原渣发生的粉化反应及冷却后的粉化效果会影响还原渣体系的理化性能，影响还原产物渣和金属的分离效果。通过高温试验研究了粉化控制过程工艺参数保温温度、保温时间和降温速率对还原渣粉化效果的影响。试验结果表明，不锈钢粉尘碳热还原-粉化控制后获得的还原渣自粉化率及自粉化渣的质量分数随着保温温度的升高呈现先增加后降低的趋势；还原渣自粉化率及自粉化渣的质量分数随着保温时间的增加呈现逐渐增长的趋势；还原渣自粉化率及自粉化渣的质量分数随着降温速率的降低呈现逐渐增长的趋势。在还原温度为1 450℃、升温速率为10℃/min、还原时间为20 min、碳氧比为0.8、控制保温温度为1 100℃、保温时间为15 min、降温速率为15℃/min的条件下，还原渣的自粉化率达到95.26%,自粉化渣的质量分数达到91.36%。在不锈钢粉尘碳热还原的过程中，还原渣中Ca₂SiO₄的生成反应...     

高炉瓦斯灰基础性能与磁化焙烧试验

对高炉瓦斯灰的基础性能（粒度分布、化学组成、物相组成）进行研究,在此基础上,对瓦斯灰进行磁化焙烧-弱磁选工艺试验研究。研究表明,瓦斯灰按粒度分组的化学组成不均匀,碳主要集中于较大的颗粒中,铁和锌主要集中于较小的颗粒中; 3号、6号高炉瓦斯灰主要由Fe2O3、Fe3O4、SiO2和FeZn13组成,5号高炉瓦斯灰主要由Fe2O3、Fe3O4、SiO2和CaZn(Si2O6)组成;瓦斯灰磁化焙烧-弱磁选工艺的最佳试验条件为：焙烧温度为750℃,焙烧保温时间为60min,磁选激磁电流为0.4A。利用该工艺,磁选后的瓦斯灰铁品位达57.9%,锌质量分数为0.25%,回收率达67%。     

Removal Mechanism of Zn,Pb and Alkalis from Metallurgical Dusts in Direct Reduction Process

The high-temperature tube furnace was applied to simulate the rotary hearth furnace （RHF） for the direct reduction of zinc-bearing dusts from steel plants. The removal mechanism of Zn, Pb and alkalis from cold bonded briquettes made by mixing metallurgical wastes, such as dust from bag house filter, OG sludge, fine converter ash and dust from the third electric field precipitator of the sinter strand, in various proportions was investigated. More than 70% of metallization rate, more than 95% of zinc removal rate, 80% of lead removal, as well as more than 80M of K and Na removal rates were achieved for the briquettes kept at 1473-1603 K for 15 min during the direct reduction process respectively. The soot generated in the direct reduction process was studied by chromatography, X-ray diffraction （XRD） and scanning electron microscopy （SEM）. The results suggested that the main phases of the soot were ZnO, KC1, NaC1 and 4ZnO · ZnC12 · 5H20. Furthermore, the content of Zn reached 64.2 %, which could be used as secondary resources for zinc making. It was concluded that KC1 and NaC1 in secondary dust resulted from the volatilization from the briquettes, whilst ZnO and PbO were produced by the oxidation of Zn or lead vapour from briquettes by direct reduction.     

铜冶炼白烟尘综合回收研究

介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明,酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2mol/L、液固比4:1、温度50℃、浸出时间2h、搅拌速度400r/min的最佳酸浸条件下,铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换-铁盐沉砷-中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd,在最优条件下,铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。     

包钢瓦斯灰中K、Na、Pb和Zn的去除

文章以包钢瓦斯灰为原料,通过配加氯化钙焙烧,将金属氧化物转化为水溶性的氯化物,从而将K、Na、Pb、Zn从原料中分离.热学分析表明,只要控制合理的工艺条件,瓦斯灰中K、Na、Pb、Zn的氧化物均可以被CaCl2氯化.在同一温度下,氯化反应完成的程度由大到小依次是K2O＞Na2O＞PbO＞ZnO;由氯化反应实验可知,在4...     

从高炉瓦斯泥中湿法回收锌的新工艺(Ⅰ):废酸浸出及中和除铁

针对攀钢高炉瓦斯泥含锌高、不能直接返回烧结配料的问题,提出了以该厂自有的钛白废酸作浸出剂,采用低酸浸出—中和除铁—萃取—电积工艺从瓦斯泥中回收金属锌。研究了锌的浸出及浸出液除铁过程。结果表明:在废酸用量855L/t瓦斯泥、常温、液固体积质量比4︰1、反应时间2h条件下,锌平均浸出率为97.94%,铁平均浸出率在6.52%以下。对此浸出液进行中和氧化沉铁,在双氧水用量为理论用量的1.3倍、反应温度为50℃条件下,铁、砷、锑共沉淀而被除去,锌损失率在2.90%左右。     

Modeling of Thermochemical Behavior in an Industrial-Scale Rotary Hearth Furnace for Metallurgical Dust Recycling

Metallurgical dusts can be recycled through direct reduction in rotary hearth furnaces (RHFs) via addition into carbon-based composite pellets. While iron in the dust is recycled, several heavy and alkali metal elements harmful for blast furnace operation, including Zn, Pb, K, and Na, can also be separated and then recycled. However, there is a lack of understanding on thermochemical behavior related to direct reduction in an industrial-scale RHF, especially removal behavior of Zn, Pb, K, and Na, leading to technical issues in industrial practice. In this work, an integrated model of the direct reduction process in an industrial-scale RHF is described. The integrated model includes three mathematical submodels and one physical model, specifically, a three-dimensional (3-D) CFD model of gas flow and heat transfer in an RHF chamber, a one-dimensional (1-D) CFD model of direct reduction inside a pellet, an energy/mass equilibrium model, and a reduction physical experiment using a Si-Mo furnace. The model is validated by comparing the simulation results with measurements in terms of furnace temperature, furnace pressure, and pellet indexes. The model is then used for describing in-furnace phenomena and pellet behavior in terms of heat transfer, direct reduction, and removal of a range of heavy and alkali metal elements under industrial-scale RHF conditions. The results show that the furnace temperature in the preheating section should be kept at a higher level in an industrial-scale RHF compared with that in a pilot-scale RHF. The removal rates of heavy and alkali metal elements inside the composite pellet are all faster than iron metallization, specifically in the order of Pb, Zn, K, and Na.     

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。      

铁酸锌碳热还原动力学及反应机理

对铁酸锌非等温碳热还原反应动力学及其还原反应机理进行了研究。通过不同温度条件下还原后的铁酸锌团块物相分析(XRD)对其碳热还原的物相转变过程进行了解析，950 ℃时出现FeO_0.85·xZnO无定型物质，此时Fe3+被还原成Fe2+。探讨了铁酸锌碳热还原过程转化率与转化速率的关系，该还原过程可以划分为三个阶段，第二阶段的转化率变化最大(0.085～0.813)。最后，通过等转化率法和主曲线拟合法对不同升温速率条件下铁酸锌碳热还原第二阶段的动力学进行了分析，可以得出第二阶段的平均活化能为362.16 kJ·mol–1，且该阶段活化能为331.01～490.04 kJ·mol–1，变化较大，说明这一阶段发生的反应较为复杂，且各反应之间的活化能差异明显，二级化学反应是这一阶段的主要控速环节，并确定了第二阶段的主要控速方程。      

Separation and recovery of potassium chloride from sinter dust of a steel plant

Many companies return sinter dust to sintering directly, resulting in circulation and accumulation of harmful elements, which will affect the collection efficiency, sinter quality, and the grade of blast furnace seriously. A new separation and recovery process of potassium from the dust was proposed, which included water leaching, solid liquid separation, purification, vacuum evaporation and cooling crystallisation. The results showed that the optimum conditions were as follows: the ratio of solid to liquid?=?1:3, leaching time?=?40?min, and leaching temperature?=?80°C, leaching rate of potassium chloride reaches 99.99%. When solution weight loss is 97.5%, the evaporation of potassium chloride product reaches 97.96%, purity of potassium chloride in the crystal can be 75.15%. Based on experiment results, a mathematical model of leaching kinetic of potassium chloride including stirring temperature and leaching ratio is proposed.