铜渣直接还原制取铜铁合金的研究

本文以冶炼铜的尾渣为原料,对其采用直接还原-湿式磁选工艺进行实验研究,主要探究还原温度、还原时间对铜渣还原的影响。结果表明:在还原温度为1200℃、还原时间为20min、磁选磁场强度为75.62kA/m,获得精矿的铜、铁品位分别是1.73%、4.57%,铜、铁的回收率依次为90.56%、70.23%,该产品可作为含铜铁素体不锈钢的冶炼原料。     

贫化铜渣熔融还原提铁试验研究

研究以贫化铜渣为对象,首先对贫化铜渣熔融还原进行理论分析,并进行试验考察炉渣碱度、碳氧比、冶炼时间和冶炼温度四个因素对铜渣中铁元素回收率的影响。试验结果表明,(1)贫化铜渣熔融还原提铁合理的试验参数为:铜渣碱度0.3~0.5,碳氧比为1.15~12,冶炼温度为1 500~1 550℃,冶炼时间为40~45 min;(2)在合理试验参数下,铁元素回收率在90%以上,铜元素全部进入金属相;(3)试验获得了铁含量88%~90%,铜含量4.2%~4.6%的含铜铁,可望用于耐候钢等舍铜钢种的冶炼。尾渣中SiO2含量高达50%以上,可使用制备矿物棉等高附加值产品,从而实现铜渣资源的全部高附加值利用。     

高磷碳酸锰矿与锌窑渣集约冶炼实验研究

采用锌窑渣与高磷碳酸锰精矿和原矿进行了不同配比和不同熔融分离温度以及添加还原剂焦粉条件下的集约冶炼。在窑渣与锰精矿配比为40:60,预还原温度为1 000℃、时间60 min,熔融分离温度为1 400℃、时间60 min;窑渣与锰原矿配比=35∶65,预还原温度为1 000℃、时间60 min,熔融分离温度为1400℃、时间60 min条件下,熔炼出了符合行业产品质量标准的富锰渣,实现了Ga等金属的富集和分离,生铁中Ga含量为640 g/t,达到了湿法回收的品位要求(≥400 g/t)。冶炼过程无废渣生产,彻底消除了窑渣中的重金属污染。     

钒钛磁铁精矿一步煤基直接还原—熔分的研究

以煤为还原剂、氢氧化钠为添加剂,采用一步煤基直接还原—熔分工艺对国内某钒钛磁铁精矿进行研究。考察温度、时间、氢氧化钠添加量和配碳量对还原—熔分效果、铁回收率和钒迁移的影响。结果表明,在温度1 300℃、时间4h、摩尔比C/Fe=2.6,氢氧化钠添加量50%的最优条件下,铁回收率为99.8%,渣中钒含量为1.34%。渣主要由Na_6Al_4Si_4O_(17)、CaTiO_3、NaAlSiO_4等组成,钒主要赋存在含钛渣相中,金属铁相中几乎无钒的存在。     

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...     

用还原挥发法从铁铟渣中回收铟的试验研究

研究了采用还原挥发法从铁铟渣中回收铟,考察了焦渣质量比、还原温度和还原时间对铟挥发率的影响。试验结果表明:在焦渣质量比为0.5、还原温度为1 250℃、还原时间90 min条件下,铟回收率达89.48%。     

高铁锰矿粉熔融还原生产富锰渣新技术

富锰渣是电炉冶炼硅锰合金的原料,而高炉法是冶炼富锰渣的主要方法,但该方法存在工艺流程长,焦炭消耗量大,铅、锌等易挥发金属影响冶炼等问题。提出了高铁锰矿熔融还原冶炼富锰渣新技术,该技术具有工艺流程短,不需要消耗焦炭,铅、锌等金属可以综合回收等优点。试验研究结果表明,高铁锰矿熔融还原生产富锰渣工艺是可行的,在还原温度为1 400 ℃、还原时间为20 min的条件下,渣铁可以完全分离,铁、锰回收率高。     

还原焙烧—磁选在黄金冶炼渣中的应用

本文以焦煤为还原剂对某矿山黄金冶炼渣进行了还原焙烧—磁选试验,分别对焦煤加入量、焙烧温度、焙烧时间、矿物磨细度以及磁场强度进行了试验。试验结果表明:矿物磨细度为-0.0045mm占74.56%,焙烧温度为1150℃,焙烧时间为60min,焦煤加入量为15%,磁场强度为60KA/m,此时可获得精铁矿中铁品位93.24%,铁回收率为82.75%的铁粉。     

含Si铬铁矿粉微波体还原的工艺探究

研究了微波体还原含Si铬铁矿粉在不同冶炼温度、保温时间以及终点出料温度条件下对还原产物Cr-Fe合金聚集长大以及渣金分离的影响,并对还原产物Cr-Fe合金进行化学成分分析。在冶炼温度1300℃,保温40 min,出料温度控制在1450℃条件下,金属相能更好地聚集成块,实现渣金分离,其产物能达到(GB5683-87)FeCr55C25Ⅱ要求。     

铜冶炼渣选铜尾矿还原焙烧—磁选回收铁工艺研究

以炭粉为还原剂,通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁,考察了影响铁回收效果的主要工艺参数,并通过试验验证。结果表明,在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300℃、焙烧时间1.5h、焙烧产物磨细度为-0.074mm占55%的条件下,磁选精矿(即还原铁粉)铁含量可达92.16%,尾矿铁含量可降低至3.91%,铁回收率87.65%。     

新型锰系合金AlMnSiV合金的研究与开发

阐述了以混合锰矿为基础原料,在单相中频感应炉中熔炼新型锰系合金AIMnSiV。通过正交实验,总结出了合金冶炼的适当温度、时间及熔渣碱度。同时,通过调整炉料加入顺序,开发出含钒3％、铝30％-40％的AIMnSiV合金。     

Experimental study on preparation of manganese rich slag by direct reduction melting separation of low manganese high iron ore

In this experiment, low manganese high iron ore with manganese grade of 27.7% and iron grade of 18.1% was used as the research object to reduce and prepare manganese rich slag. The obtained manganese rich slag can be used for smelting silicon manganese alloy to achieve the purpose of efficient utilization of low grade manganese ore. According to the results of composition analysis, XRD analysis and particle size analysis of the ore, the reduction melting separation method was used to prepare manganese rich slag from low manganese ore. The experimental results show that each parameter has a greater impact on the mass fraction of manganese and iron in the reduction melting separation slag of low manganese high iron ore and the recovery rate of manganese under the single factor test. At the same time, combined with the Box Behnke principle design scheme, three experimental factors including temperature, alkalinity and carbon content were selected. The influence of each factor on the recovery rate of manganese was studied by response surface method. The experimental results were analyzed to establish the corresponding polynomial model, and the optimal process conditions were as follows: reduction temperature of 1402℃, alkalinity of 0.10, carbon content of 10.04%, and the recovery rate of manganese was 97%. A verification test was conducted under the optimal conditions; the recovery rate of manganese was 95.80%, and the error was 1.24%, which proved that the response surface method was a reliable and accurate prediction model. At the same time, the results are instructive for the application of low manganese and high iron ore.     

钨冶炼渣中铁、锰浸出工艺研究

通过对原料进行XRF、XRD、SEM的分析检测,XRF确定原料中主要组成元素Fe、Mn、Ca,含量大约为23.41 %、7.166 %、15.22 %;XRD表明含量较高的铁化合物晶体和锰化合物晶体主要为Fe₂O₃、NaMn（Mn, Fe）₂（PO₄）₃;SEM表明钨冶炼渣中有结晶物质吸附在大颗粒表面,颗粒形貌、大小相差较大.选择硫酸作为钨冶炼渣的浸出剂,选择性浸出铁、锰,钙元素富集留滤渣中,10 g钨冶炼渣中锰、铁含量的浸出量大约为0.58 g和2.1 g左右.考察了反应温度、固液比、硫酸质量分数和反应时间对铁、锰浸出率的影响,通过正交实验表得到较优工艺条件:反应温度80 ℃、固液比为1:6（g/g）、质量分数为25 %（g/g）与反应时间为90 min.浸出次数为1次.浸出液循环浸出次数1次,可以使铁、锰的浓度提高大约50 %和38 %.浸出过程动力学计算较符合通过产物层的扩散为控制步骤,其中铁浸出速率较快.      

低锰高铁矿直接还原-熔分制备富锰渣试验研究

摘要：试验以锰品位27.7%,铁品位18.1%的低锰高铁矿为研究对象还原制备富锰渣,生产得到的富锰渣可用于冶炼硅锰合金,以达到高效利用低品位锰矿的目的。根据该矿的成分分析、XRD分析和粒度检测分析结果,采用还原 熔分法对低锰矿进行还原制备富锰渣试验,试验结果表明：单因素试验下各参数对低锰高铁矿的还原-熔分后渣中Mn、Fe元素的含量和Mn元素的回收率均有较大影响,同时结合Box-Behnke原理设计方案,选取温度、碱度以及配碳量3个试验因素,通过响应曲面法研究各因素交互作用下对Mn元素回收率的影响规律,对试验因素进行优化分析,建立相应的多项式模型。模拟优化得到最优的工艺条件为：还原温度1402℃,碱度0.10,配碳量10.04%,Mn元素回收率为97%。在最佳条件下做验证试验得出Mn元素回收率为95.80%,误差1.24%,证明响应曲面法预测模型具有可靠性,同时对低锰高铁矿的应用有重要指导意义。     

从赤泥中联合提取铁和氧化铝试验

 赤泥是从铝土矿中浸出氧化铝后产生的固态废渣,含有一定量的铁、氧化铝以及其他有价金属元素。为了综合回收赤泥中铁和氧化铝,开发了赤泥配碳制备成含碳球团,含碳球团直接还原-熔分生产金属铁,熔渣自粉化浸出氧化铝的方法。试验研究了不同工艺参数对赤泥中铁和氧化铝提取结果的影响,得到的最佳工艺条件为：碳氧比为1.8,还原温度为1 250 ℃,还原时间为60 min,熔分温度为1 500 ℃,熔分时间为20 min,熔渣冷却速度小于20 ℃/min,钙铝比为1.6。在最佳工艺参数下,得到的生铁磷、硫质量分数分别为0.047%和0.017%,熔渣中[w(FeO)]为1.26%,熔渣自粉化完全,自粉化渣中Al2O3浸出率可以达到86.65%。     

攀钢高炉冶炼钒钛磁铁矿降低铁损的生产实践

攀钢高炉冶炼钒钛磁铁矿由于炉渣存在TiO2还原问题,炉渣粘稠,渣铁难分,入炉品位低,冶炼渣量大,炉前维护与出渣、出铁技术落后,高炉铁损高达5％～10％,远高于普通矿冶炼高炉铁损。通过采取优化控制炉渣成分与冶炼炉温,对炉前出渣、出铁进行系列改进,低品位冶炼强化技术,快速开停炉技术,新3＃高炉操作优化等措施,2012年铁损由5．76％降至5．41％,2013年铁损降至4．3％,取得了明显的技术效果与经济效益。     

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。      

Smelting Oxidation Desulfurization of Copper Slags

 According to the mechanism of sulfur removal easily through oxidation, the process of smelting oxidation desulfurization of copper slags is studied, which supplies a new thinking for obtaining the molten iron of lower sulfur content by smelting reduction of copper slags. Special attention is given to the effects of the holding temperature, the holding time and CaF2, CaO addition amounts on the desulfurization rate of copper slags. The results indicate that the rate of copper slags smelting oxidation desulfurization depends on the matte mass transfer rate through the slag phase. After the oxidation treatment, sulfur of copper slags can be removed as SO2 efficiently. Amount of Ca2+ of copper slags affects the desulfurization rate greatly, and the slag desulfurization rate is reduced by adding a certain amount of CaF2 and CaO. Compared with CaF2, CaO is negative to slags sulfur removal with equal Ca2+ addition. Under the air flow of 0. 3 L/min, the sulfur content of copper slags can be reduced to 0. 00467% in the condition of the holding time of 3 min and the holding temperature of 1500 ℃. The sulfur content of molten iron is reduced to 0. 0008% in the smelting reduction of treated slags, and the problem of high sulfur content of molten iron obtained by smelting reduction with copper slag has been successively solved.     

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。