转底炉直接还原铜渣回收铁、锌技术

采用转底炉直接还原工艺,将铜渣含碳球团在高温条件下直接还原得到金属化球团和高品位氧化锌粉尘,再通过熔分或磨矿磁选方式将铁回收,得到的铁产品可作为冶炼含铜钢的原料.转底炉中试结果表明:采用"转底炉直接还原—燃气熔分"流程处理铜渣,可获得TFe品位94%以上、铁回收率93%以上的熔分铁水;采用"转底炉直接还原—磨矿磁选"流程处理铜渣,可获得TFe品位90%以上、铁回收率85%以上的金属铁粉;采用两种流程处理铜渣,均可获得锌品位60.02%的ZnO粉尘.结果表明,经过转底炉直接还原,铜渣中的铁橄榄石Fe_2SiO_4和磁铁矿Fe_3O_4相转变为含有金属铁Fe、二氧化硅SiO_2和少量辉石相Ca(Fe,Mg)Si_2O_6的金属化球团,具备通过磨选或熔分进行进一步富集的条件.     

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.      

Preparation of metallic iron powder from copper slag by carbothermic reduction and magnetic separation

Copper slag is a solid waste that has to be treated for metals recovery. In order to recover iron from copper slag, the technology of carbothermic reduction and magnetic separation was developed. During the reduction roasting, additive CaO reacted with Fe₂SiO₄ of copper slag, forming CaO·SiO₂ and 2CaO·SiO₂, which ameliorates the separation between iron and other minerals during magnetic separation. Meanwhile, additive CaF₂ improved the growth of iron grains, increasing the iron grade and iron recovery. The metallic iron powder obtained contained 90.95?wt-% TFe at 91.87?wt-% iron recovery under the optimum conditions, which can be briquetted as a burden material for steel making by electric arc furnace to replace part of scrap.     

A New Technology for Copper Slag Reduction to Get Molten Iron and Copper Matte

The change of iron composition as well as the removal of copper from iron was investigated in the reduction process,and a new way to deal with copper slag was proposed.The iron in copper slag exists mainly in the form of fayalite,and the copper sulfide content accounts for just about 50%.Therefore,the magnetic separation as well as grinding floatation method is not suitable,and a pyrogenic treatment on copper slag is necessary.The carburization and desulfurization process is restricted to a degree within the carbon composite pellets,and copper matte phase precipitates from copper slag in the reduction process,which is immiscible with molten iron and slag.The copper content decreases to 0.4% as the carbon content in molten iron reaches 3.84%,and the removal ratio of copper from molten iron approaches to 80%.The reduction and sulfurization process can be completed in one step,and the copper is separated from iron based on the ternary system of iron-matte-slag.     

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。     

铜渣改质、磁选及磁选尾渣制备陶瓷的基础研究

针对铜渣难以高效利用的现状,提出以赤泥为改质剂,在熔融铜渣排渣过程中对其进行改质,以提高凝固冷渣磁选率,并进一步将磁选尾渣制备为陶瓷材料的新工艺.本文在铜渣中加入不同掺量的赤泥并经过熔融、冷却、磁选和尾渣制陶工艺获得了磁选铁精粉和尾渣陶瓷产品,通过XRD、SEM等方法研究赤泥对铜渣含铁组分磁选效果的影响,以及磁选尾渣制...     

铜渣中铁硅分离的研究进展

铜渣是火法炼铜过程中产生的主要固体废弃物,其堆存处置不仅占用大量土地,对周围水和土壤也会造成污染。铜渣中Fe含量高达35%~40%,铁的提取是铜渣资源化利用的主要研究方向之一。铜渣中主要化学组成为Fe和SiO₂,主要物相为铁橄榄石和磁铁矿,因此铁硅分离是实现铁选择性提取的核心。本文回顾了目前铜渣中铁硅分离方法,主要包括磁选法、熔分法、选择性氧化-磁选法、碳热还原-磁选法、氧化焙烧-碱浸法和碳热还原-碱浸法,并对各方法的原理、研究现状及存在问题进行分析和总结。发现铜渣中单一提取铁会产生大量二次尾矿（渣）,铁硅综合提取是实现铜渣清洁、高值化利用的关键。      

循环钢渣与铜渣搭配利用的碳热还原

 通过理论分析,提出了铜渣与钢渣搭配利用的新工艺,并通过试验考察了含碳球团的还原和熔分情况,探讨了该工艺的可行性。铜渣和钢渣互为熔剂,促进了相互的还原过程,碱度为2.0时最有利于磷的还原,1 400 ℃还原30 min时磷的气化脱除率约为75%;碱度为1.0时最有利于铁氧化物的还原,1 200 ℃还原20 min时试样的金属化率达到92%。铜渣与钢渣的质量之比高于1.32时可以实现渣、铁分离,碱度为1.0时粒铁的收得率超过90%,磷在粒铁中的分布率接近45%。     

从选铜尾矿中选择性还原回收铁

提出采用煤较低温度下选择性还原选铜尾矿中的铁, 还原球团磁选回收铁的技术, 并考察了还原温度、还原剂用量、还原时间、活化剂用量对选铜尾矿选择性还原回收铁的影响, 得出最佳工艺条件: 还原温度为1200℃, 还原剂用量为原料质量25%, 还原时间为2 h, 活化剂用量为原料质量5%;在最佳工艺条件下, 磁选精矿中铁质量分数超过90%, 铁回收率大于95%.借助X射线衍射仪、光学显微镜和扫描电子显微镜等检测手段对原料、还原球团、磁选矿的矿相组成和结构进行分析, 揭示了铁矿相还原及金属相生成/融合演变规律: 升高温度促进金属相的还原、融合兼并和生长; 增加还原剂用量使金属颗粒的融合兼并变得更加普遍; 延长还原时间促进金属粒子的融合和铁橄榄石相的还原; 活化剂促进金属粒子的扩散和融合.金属颗粒的兼并生长促使其粒度增大, 粗粒金属颗粒在磁选工序裹夹带入磁选精矿的渣相量相对较少, 磁选精矿铁含量显著提高.      

铜熔炼渣制备铁精矿研究

针对铜熔炼浮选尾渣中铁资源未高效利用问题, 通过研究铁硅元素在低温碱性熔炼与浸出过程中的分配行为与规律, 确定其优化工艺条件并制备铁精矿。研究了熔炼时间、熔炼温度、碱渣质量比对硅、铁分离效果的影响以及浸出时间、液固比、浸出温度对多元素浸出率的影响, 确定优化工艺参数为熔炼温度为550℃, 熔炼时间为1.5 h, 碱渣质量比1.5:1, 浸出温度40℃, 浸出时间20 min, 液固比为15:1 mL/g。在低温碱性熔炼-浸出过程中Fe、Si总回收率可分别达到99.43%和91.22%, 所制铁精矿铁品位为61.82%, 满足GB/T 25953-2010中三级铁精矿铁标准, 且除铜外各杂质含量均低于一级标准中的限制值, 可直接用于钢铁行业。      

Composite Micropelletization of Slime for Iron Grade and Recovery Maximization to Generate Pellet Feed Materials

The present research work deals with the upgradation of iron ore slime by maximizing its iron grade and recovery so that it can be used in downstream iron making processes. Slime contains significant amount of iron value and is still being dumped as waste which also requires large area for dumping. Slime (45–48 wt% Fetotal) after converting into dry powder was mixed with desired amount of reductant (NCC), and the mixture was converted into composite micropellets (+ 1 to − 6 mm) by using disc pelletizer. Produced composite micropellets were subjected to reduction at desired reduction conditions. Temperature, NCC dosage and time were the prime parameters whose effect on iron grade and recovery was investigated. Wet magnetic separation tests were performed on reduced samples to upgrade the iron content. Maximum value of iron grade and recovery was achieved at 900 °C with 11% of NCC for 60 min. After magnetic separation, iron content and recovery in the magnetic concentrate were 57.27% and 60%, respectively. This route of reduction for steel plant generated slime may be a helping hand in the usage of slime to prepare magnetic concentrate-based pellet feed materials.     

合金元素对汽车减震器活塞组织与性能的影响

为了将轴承滚动体研磨钢泥制得的还原铁粉应用于汽车减震器活塞的生产中,在其中加入石墨、电解铜粉及羰基铁粉等制成合金粉末,并压制、烧结成型,通过正交试验探讨石墨、电解铜粉及羰基铁粉质量分数对试样组织和性能的影响。结果表明,碳对硬度和抗拉强度的影响最大,铜的影响较小;随石墨和铜粉质量分数的增大,铁素体减少,珠光体增多;得出成分为Fe-1.2C-1.8Cu-10羰基铁粉的合金符合汽车减震器铁基粉末冶金零件技术条件JB/T 9138-1999的要求。     

钢铁冶金过程脱铜方法研究的发展和现状

随着废钢积累和在炼钢过程的循环利用,钢中Cu含量不断增高,影响钢铁产品质量,严重制约了废钢的利用。因此,需要在冶金过程中将Cu尽可能脱除。然而,Cu的热力学性质决定了冶金过程的氧化和还原精炼难以将Cu从铁液或钢液中去除。在分析总结现有各种脱铜方法的基础上,提出了一种基于选择性氯化和挥发的新方法,其要点为:首先使铁水或钢液中的Cu部分氧化进入熔渣,然后通过熔渣中Fe和Cu的选择性氯化和挥发反应,最终Cu以高挥发性的氯化物形式得到脱除。目前的研究表明该方法理论上可行,初步的试验结果也证实可有效地进行Cu,Fe的分离,渣系的氧化性和组成对脱铜过程有重要的影响。     

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。     

铜渣资源回收的研究现状及展望

综述了国内外对铜渣中有价元素回收和资源化综合利用方面的研究现状.针对铜渣中高品位的铁,主要从氧化焙烧磁选法和直接焙烧还原法2种工艺对铁资源回收处理的优势及缺陷进行讨论研究;对钴、锌、铜、金、银、铝等有色金属元素回收率和回收工艺进行比较;根据铜渣本身的物相构成,阐述了铜渣在制备建筑材料、微晶玻璃和废水处理方面的应用现状;...     

铜渣与镁渣复合改质后磁选提铁的工艺研究

将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质,对改质后混合渣进行磁选,并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明,复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变,并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成,但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05,在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%,且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。     

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%.     

含锌除尘灰锌铁分离研究

摘要：含锌除尘灰是钢铁厂重要的固体废弃物,属于危废,为了探索妥善解决该种危废的方法,模拟回转窑工艺对国内某钢厂含锌除尘灰进行焙烧 磁选锌铁分离研究,研究不同焙烧温度、时间以及不同内配C含量对焙烧矿金属化率、脱锌率以及对磁选后精矿铁品位、Fe回收率的影响。结果表明,在C质量分数为12%、焙烧温度1100℃、焙烧时间60min的条件下,得到铁品位53.45%、金属化率91.95%、脱锌率99.05%的焙烧物料,挥发物中ZnO质量分数高达95.04%。焙烧物料经过磨矿磁选后可得到铁品位91.30%,Fe回收率82.37%的金属铁粉。     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO₂质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰(JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250℃以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO₂质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.      

Direct Reduction of High-phosphorus Oolitic Hematite Ore Based on Biomass Pyrolysis

Direct reduction of high-phosphorus oolitic hematite ore based on biomass pyrolysis gases(CO,H_2,and CH_4),tar,and char was conducted to investigate the effects of reduction temperature,iron ore-biomass mass ratio,and reduction time on the metallization rate.In addition,the effect of particle size on the dephosphorization and iron recovery rate was studied by magnetic separation.It was determined that the metallization rate of the hematite ore could reach 99.35% at iron ore-biomass mass ratio of 1∶0.6,reduction temperature of 1 100℃,and reduction time of 55 min.The metallization rate and the aggregation degree of iron particles increase with the increase of reduction temperature.The particle size of direct reduced iron(DRI) has a great influence on the quality of the iron concentrate during magnetic separation.The separation degree of slag and iron was improved by the addition of 15 mass% sodium carbonate.DRI with iron grade of 89.11%,iron recovery rate of 83.47%,and phosphorus content of 0.28% can be obtained when ore fines with particle size of-10 μm account for 78.15%.