铁酸锌气体还原的热力学分析

根据热力学原理,计算并分析了含锌冶金粉尘中的重要成分ZnFe₂O₄在CO-CO₂气体还原过程中的热力学行为.ZnFe₂O₄的气体还原遵循逐级还原规律,且ZnFe₂O₄很容易被CO还原到ZnO和Fe₃O₄.较高温度条件下,Zn O的气体还原易于Fe O的还原.随着反应温度升高,锌完全反应和挥发所需要的CO含量不断降低,当反应温度从1100 K升高到1400 K时所需的CO体积分数由0.4降低到0.01以下.要达到还原分离金属锌的目的,不必将铁氧化物还原到金属铁,而只需将铁氧化物还原到Fe₃O₄或FeO,同时满足锌的还原条件即可.在高炉炉身中上部,由于发生锌的还原反应和内部循环,给高炉生产带来危害,因此应减少和控制高炉的锌负荷.      

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.     

高炉富氢对钒钛矿软熔滴落性能的影响

高炉富氢冶金是降低高炉能耗与碳排放重要途径,研究了富氢还原对钒钛矿软熔滴落过程的影响,并采用历程中断法分析表征了钒钛矿渣铁形成过程中的还原度与初渣渣量的变化。研究结果表明,钒钛矿的软熔收缩行为与其还原过程密切相关,富氢还原失氧率加快使钒钛矿500～900℃的还原膨胀有所加剧,温度小于1 100℃时,FeO的大量生成使钒钛矿中低温收缩变形率增加,温度为1 100℃时,H₂的还原速率是CO还原速率的8倍,逐渐增厚的铁壳及初渣熔点的升高导致钒钛矿的熔融滴落温度升高。富氢率为10%时,高炉初渣渣量由接近900 kg/t降低到460 kg/t左右,初渣渣量减少将近1/2,接近终渣渣量,这将使煤气阻力损失明显降低,大大改善高炉软熔滴落带的透气性。同时富氢还原减少了高温条件下钒钛矿中FeO与钛铁矿FeTiO₃、钛铁晶石Fe₂TiO₄等含钛矿物的相互结合与耦合反应,促进了软熔带渣铁的分离,有效减少了炉腹泛液现象。冶炼钒钛矿高炉富氢后软熔带位置下移、厚度减薄,尤其是透气性最差的熔融区间变窄、透气性增加,这表明冶炼钒钛...     

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.      

富氧顶吹炉-侧吹还原炉处理重金属冶炼废渣工艺研究

以重金属冶炼废渣搭配铅精矿作为富氧顶吹炉入炉原料,通过富氧顶吹炉-侧吹还原炉两联炉的方式炼铅,并回收金、银、锗、锌等有价金属。研究了富氧顶吹炉入炉物料配比、渣型以及还原炉渣型、还原剂加入方式等对工艺过程的影响。结果表明,富氧顶吹炉入炉物料含铅最优控制为45%～50%,含硫10%～14%,含锌小于8%,水分控制为8%～12%,渣型控制为：CaO/SiO₂：0.3-0.5,SiO₂/Fe：0.8-1.0,渣物料占比60%以上;还原炉渣型控制为CaO/SiO₂：0.3-0.6,SiO₂/Fe：0.8-1.3,还原剂以进粒煤为主,焦丁为辅。铅粗炼综合回收率大于99.5%,金、银粗炼回收率分别大于95%和99%,还原炉生产炉次由5～6炉提高到9～10炉。     

Fe-Zn-C-O体系中Fe和Zn的还原试验研究

通过TG-DSC,XRD等实验手段,并借助Factsage热力学软件研究C还原ZnO、Fe_2O_3的过程,分析了ZnO对Fe_2O_3还原的影响。结果表明:在904.5℃时,C还原ZnO可实现ZnO(s)→Zn(g)的热力学转变;在1 250℃时,C/ZnO(摩尔比)为1∶1.5的条件下,ZnO还原度达到97.3%;C还原Fe_2O_3分3个阶段进行,遵循Fe_2O_3→Fe_3O_4→FeO→Fe的还原规律;C还原ZnO+Fe_2O_3时,ZnO质量分数每增加10%,反应开始温度和最大反应速率对应的温度滞后20℃,ZnO对Fe_2O_3的还原有抑制作用。     

不锈钢粉尘中低温预还原的实验研究

中位粒径1.78μm的不锈钢粉尘的成分为(%):41.0Fe、3.3Ni、24.8O、2.6Cr、4.1Ca、3.6Zn,其主要相组成为Fe₃O₄、FeO·Cr₂O₃、CrO。研究了气固比(1.6～4.0 L/g) 、还原时间(50～300 s) 、H₂-CO混合气体中CO的含量(20%～60%)和温度(500～700℃)对不锈钢粉尘还原的影响。正交试验结果表明,四个因素中气固比影响最为显著,其余依次为还原混合气体成分、还原时间和反应温度。气固比4.0 L/g,600～700℃, CO含量15%～25%,5 min内不锈钢粉尘的还原率可达50%。     

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%.      

二氧化钛改质对含磷转炉渣中磷富集行为的影响

为了有效富集含磷转炉渣中磷,通过TiO₂熔融改质研究了磷富集行为,对TiO₂改质过程进行了热力学探讨,同时对实验炉渣进行磁选分离提取了富磷相.在1623 K条件下,随着渣中TiO₂含量的增加,渣中先期析出的n2CaO·SiO₂-3CaO·P₂O₅（以下简记nC₂S-C₃P）固溶体与TiO₂不断反应析出CaSiTiO₅、CaTiO₃和高磷固溶体（n'C₂S-C₃P,n'2S-C₃P固溶体会随着TiO₂含量的增加而逐渐减少甚至消失,如渣中TiO₂含量进一步增加或过量,前述反应生成的高磷固溶体（n'C₂S-C₃P）继续与TiO₂反应,从而使富磷相中磷含量进一步提高.经350mT磁场强度下磁选后,改性后的渣中收集到的非磁性物较原渣提高了23.84%,P₂O₅分配比由0.96增加到2.92,分离的非磁性物占炉渣总量的65.43%,渣中74.46%的磷进入收集的非磁性物中,实现了绝大部分磷元素的回收利用.      

高铁铝土矿直接还原-溶出工艺

提出了一种以Na₂CO₃为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na₂CO₃用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na₂CO₃用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%.      

CaO对海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中还原气氛的影响

以铁品位为58.58%、TiO₂品位为12.04%的海滨钛磁铁矿精矿为试样,进行煤基直接还原–磁选试验。从反应产生的CO和CO₂气体组成、总反应的气化速率、CO分压值、金属化率、矿物组成等角度进行分析,查明了CaO在海滨钛磁铁矿精矿直接还原?磁选工艺中的作用机理。研究结果表明,CaO可以提高还原剂的气化速率,促进钛磁铁矿的还原,增加CO₂气体的产生量,从而降低CO分压值。同时发现CaO可以参与固固反应,降低含钛矿物中的FeO含量,也有利于钛、铁组分的迁移和富集,促进金属铁颗粒的聚集长大。因此,添加CaO有利于通过磨矿?磁选促进钛铁分离与回收。      

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。      

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。     

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     

熔融制样-X射线荧光光谱法测定除尘灰中10种组分

由于除尘灰组分复杂,逐一分析难度较大,因此,采用熔融制样-X射线荧光光谱法(XRF)测定除尘灰中多种组分。实验采用在950℃除C,选择质量比为2∶1的Li₂B₄O₇-LiBO₂为熔剂,LiNO₃为氧化剂,LiBr溶液为脱模剂进行熔融制样,采用铁矿石标样绘制校准曲线,并通过在含锌矿标样加入ZnO基准试剂的方法扩大了Zn的分析范围,以满足不同类型除尘灰中Zn含量差别的要求。各组分校准曲线的线性相关系数为0.9981~0.9999。实验方法用于测定1个除尘灰中TFe、SiO₂、Al₂O₃、CaO、MgO、MnO、P、Na₂O、K₂O、Zn,各组分测定结果的相对标准偏差(RSD,n=10)为0.071%~1.7%;按照实验方法测定5个除尘灰样品(包括高炉除尘灰、转炉除尘灰和污泥等)中10种组分,并与化学湿法进行比较,测定结果相符。     

Experimental study on solid state recovery of metallic resources from EAF dust

Abstract

A new process to recover iron and zinc from electric arc furnace (EAF) dust in a solid state has been developed. It comprises three steps: (1) reduction of dust (<1000°C) using gas reductant with high H₂ or CO content; (2) for the solid product of step (1), wet magnetic separation to separate Fe from gangue; and (3) for the condensed fumes collected in step (1), water washing to remove soluble compounds like KCl and enrich and recover the zinc oxide. The performance of this process indicates that four kinds of resources could be obtained, iron rich materials (TFe?=?92·3%); enriched zinc-rich materials (ZnO?=?83·7%); gangue produced in the wet magnetic separation, which can be used as a building material, and KCl solution. The process is greatly energy saving since it is carried out at low temperature so that sintering would not happen. This means that the iron can be separated directly by physical methods which avoid crushing and grinding.