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"直接-共沉法"生产低功耗锰锌软磁铁氧体粉料 总被引:6,自引:1,他引:6
成功地进行了年产500t高性能锰锌软磁铁氧体粉料的“直接-共沉法”工业性试验。以铁屑、软锰矿、氧化锌烟灰为原料,经浸出、初步净化、深度净化、配液和共沉淀、干燥、预烧等加工过程制取了低功耗锰锌软磁铁氧体粉料。铁、锰、锌的总回收率(%)分别为:Fe93.27;Mn93.35;Zn84.01。共沉粉杂质元素含量低,特别是硅的含量小于0.0050%。以共沉粉大批量制备的软磁铁氧体粉料的磁性能全部达到PC30标准,部分符合PC40要求。“直接-共沉法”生产铁氧体粉料具有产品质量较高,生产成本低,无环境污染,杂质元素含量低等优点。 相似文献
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为实现钢铁企业含锌冶金尘泥低碳环保高效的资源化利用,对铁含量为30.38%、锌含量为4.79%的含锌冶金尘泥进行还原焙烧-磁选分离研究。结果表明,该含锌冶金尘泥直接磁选难以实现锌铁有效分离,在焙烧温度950℃、焙烧时间20 min、磁选强度100 mT等条件下,磁选精矿铁回收率为79.50%、铁含量为57.00%、锌含量为2.45%,磁选尾矿锌回收率为71.06%、锌含量为9.92%、铁含量为16.81%,锌铁分离效果较好。磁选产物中精矿主要以单质Fe为主,尾矿主要由SiO2与ZnO等物相组成。 相似文献
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为了给某铋锌铁多金属矿石的合理开发利用提供依据,针对矿石性质特点,选择SN-9#作为铋矿物的选择性捕收剂,采用铋锌依次浮选-弱磁选工艺流程进行选矿试验,并在浮铋粗选时添加组合抑制剂Na2SO3+ZnSO4,在浮铋精选和浮锌精选时分别添加新型环保高效抑制剂CK-1#和CK-2#,获得了铋品位为17.96%、铋回收率为68.08%的铋精矿,锌品位为48.03%、锌回收率为88.61%的锌精矿和铁品位为66.11%、铁回收率为66.15%的铁精矿,有效实现了铋、锌、铁的综合回收。此外,铋精矿和锌精矿中还分别富集了823.57 g/t的银和301 g/t的铟。 相似文献
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CO还原气氛下铁酸锌选择性分解过程研究 总被引:4,自引:2,他引:2
为将电炉粉尘中铁酸锌选择性分解为Fe3O4和ZnO,采用热力学软件分析了铁酸锌在CO气氛下还原分解的热力学过程和分解特征,讨论了反应温度和气体组成对铁酸锌分解行为的影响。结果表明: 铁酸锌的气体还原遵循逐级还原规律,很容易被CO还原为Fe3O4和ZnO,也易过还原为FeO和Fe,甚至可将ZnO还原为锌蒸气;控制PCO/(PCO+PCO2)在0.05~0.20之间,温度在600~700 ℃范围内,可实现铁酸锌的高效分解、抑制铁氧化物的过还原;对CO还原气氛下铁酸锌分解过程进行了热力学模拟,计算出铁酸锌还原初期时的CO利用率约为35%。 相似文献
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白烟灰浸出液砷与锌的分离与回收 总被引:2,自引:0,他引:2
对硫化法共沉淀浸出液中的锌和砷的工艺进行了研究,在优化条件下,锌和砷的沉淀率分别为100%和99%;进一步研究了加铁盐氧化脱砷并分离锌和砷,分别得到砷酸铁及硫化锌产品。浸出液用氢氧化钠调节pH可分离出90%以上的砷,再加入硫化物可将锌沉淀完全。而采用氢氧化钙调节pH为1左右,加入硫酸铁,可将95%以上砷分离。再调节脱砷液pH为4以上,控制Na2S/Zn摩尔比为1.5,可将Zn2+沉淀完全。在沉锌后的滤液中未检测出砷。 相似文献
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铁酸锌还原-氧化选择性分解行为研究 总被引:1,自引:1,他引:0
为了解决铁酸锌还原分解后锌、铁分离难题, 提出一种强化铁酸锌选择性分解新工艺: 先通过还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物, 然后冷却至低温, 在CO2气氛下利用氧化亚铁在低温下化学活性强、不稳定的特性, 将过还原的氧化亚铁转化为磁性四氧化三铁。研究结果表明, 铁酸锌强化还原分解的最佳条件为: CO浓度20%、还原温度750 ℃、VCO/(VCO+VCO2)比67%、焙烧时间90 min, 该条件下铁酸锌分解率达到96.63%; 然后对铁酸锌分解产物进行磁化焙烧, 最佳磁化焙烧条件为: 氧化温度600 ℃、氧化时间75 min、CO2气体流量1.2 L/min, 此条件下焙烧产物比磁化率从未磁化前的5.30×10-11 m3/kg增大至1.17×10-10 m3/kg。 相似文献
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基于锌冶金中锌铁金属资源高效绿色利用和全利用周期角度,在尽可能不破坏铁酸锌晶体结构条件下,探究将锌冶金副反应产物铁酸锌作为产品独立分离出来的可能性。以广西某地冶炼厂锌焙砂为原料,在合适的硫酸浸出工艺条件下,制备出铁酸锌含量较高的浸出渣,再对其进行浮选分离提纯。结果表明,采用碳酸钠调节p H值并对矿浆进行分散,硫化钠抑制含铅矿物,并辅助丁基黄药、油酸钠捕收铁酸锌,获得的精矿产品中铁酸锌含量达到92%,实现了铁酸锌的有效提纯。 相似文献
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研究了以氧化锌矿为原料, 经酸浸、净化、合成、过滤、洗涤、干燥制得中间产物碱式碳酸锌, 碱式碳酸锌经煅烧制备饲料级氧化锌的工艺过程。重点考察了制备工艺中酸浸、除杂条件以及煅烧温度和时间对产品质量的影响。结果表明: 采用H2SO4浸取H2O2氧化除杂, 锌粉置换重金属可得到精制硫酸锌溶液。采用碳酸钠与硫酸锌合成可得到碱式碳酸锌; 在煅烧温度为900 ℃, 煅烧时间为4 h条件下对碱式碳酸锌煅烧, 制备的氧化锌产品可达到HG/T 2792-1996饲料级氧化锌一级品标准。应用该工艺建设了一套5 000 t/a的生产装置。 相似文献
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硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl2为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明:①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl2与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900~1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×103 J/mol,受化学反应控制;900~950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×103 J/mol,受化学反应控制;1 000~1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×103 J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。 相似文献
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含锌电炉粉尘配碳选择性还原的实验研究 总被引:1,自引:0,他引:1
为实现含锌电炉粉尘选择性还原、有效分离铁和锌资源,采用热力学计算和实验研究相结合,分析电炉粉尘中主要物相的还原分解行为,研究配碳量、反应温度和反应时间对还原产物的影响。结果表明,含锌电炉粉尘配碳选择性还原为铁氧化物和ZnO是可行的;在582~940 ℃之间,可实现铁酸锌的有效分解、ZnO过还原的抑制;随着反应温度增加和反应时间延长,铁氧化物遵循逐级还原规律,配碳量对产物并未产生明显影响;当温度为950 ℃时,ZnO被还原为锌蒸气而挥发,导致产物中锌含量明显降低。在配碳量1/10、反应温度850 ℃、反应时间1 h的优化条件下,ZnFe2O4分解率约为70%。 相似文献
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采用高酸氯盐浸出-分离-纯化工艺回收保靖某厂冶锌酸浸渣中的铅、锌并制备PbCl2、ZnO, 条件试验研究得出最佳条件如下: 第一段浸出中氯化钙用量为渣量的1/5、液固比6∶1、盐酸浓度2 mol/L、反应温度90 ℃、反应时间1 h, 并在此条件下, 上清液返回原渣中回浸一次后, 补加1/10渣量的氯化钙和1/60溶液体积的浓盐酸作为浸出液循环使用; 第二段采用氯化钠溶液纯化PbCl2; 第三段采用分段中和法分离铁锌, 并加入碳酸钠处理废水。原料扩大10倍验证工艺流程试验, 所得产品氯化铅和氧化锌的纯度分别为99.5%和87.6%, 其中氯化铅产品纯度达到了试剂化学纯的要求, 铅和锌的总收率分别为63.7%和72.5%。 相似文献