生物质还原-磁选不锈钢酸洗污泥

以生物质为还原剂,通过还原?磁选实验考察了还原温度、生物质种类和添加量、磁场强度及磁选粒度对回收酸洗污泥中铁的影响。结果表明,在反应温度为700℃、棉花秸秆添加量为5wt%、还原产物破碎至粒度小于0.074 mm颗粒占70%、磁场强度为200 mT条件下磁选回收,所得产物中铁品位为67.72wt%、回收率达91.83%。     

褐铁矿的煤泥球团直接还原

以煤泥为还原剂,考察了其种类及用量、还原温度与时间以及CaCO3添加量等对褐铁矿中铁氧化物直接还原的影响,研究了不同条件下还原产物中铁矿物的存在形式,考察了添加剂用量对含碳球团熔融分解的影响. 结果表明,煤泥C还原效果最好,其用量30%,CaCO3添加量3%,在1250℃下直接还原30 min,含碳球团金属化率达94.02%. 铁在产物中主要以金属铁颗粒存在,粒度多大于30 mm,添加3% CaCO3使渣铁分离效果明显,有利于产物分离. 表明煤泥是一种良好的褐铁矿还原剂.     

添加Fe2O3对碳热还原含钛高炉渣的影响

以攀枝花含钛高炉渣为原料,针对碳热还原含钛高炉渣的还原产物TiC晶粒粒径较小而难以分离的问题,在原料中添加不同比例的Fe2O3促进TiC与渣相分离. 结果表明,原料中加入Fe2O3后,还原产物中Fe在渣中呈弥散分布,渣中TiC晶粒依附Fe相生长. Fe2O3添加量为5wt%时,依附于Fe相形核长大的TiC明显沉降,富集于还原产物底部,含钛高炉渣还原产物中TiC初步富集.     

碱度对熔融改质镍渣中磁铁矿相析出长大的影响

为实现铁资源高效回收,以CaO为改质剂、空气为氧化剂,改质熔融氧化处理镍渣,分析了反应前后渣样的物相组成及组织形貌,考察了反应后氧化渣样中元素的分布情况,测定了不同碱度下磁铁矿相的结晶量和颗粒尺寸,分析了碱度对磁铁矿相析出长大过程的影响.结果表明,原渣中的铁主要赋存于铁橄榄石相及铁镁橄榄石相中,改质可将渣中Fe,Ni,Co,Cu元素在磁铁矿相中富集,适宜的碱度有利于磁铁矿相析出与长大,碱度为0.6时渣中铁以磁铁矿相形式析出,呈颗粒状,结晶量最大,为36.4%,颗粒平均粒径大于50mm,分布较均匀.     

水淬铜渣的矿物学特征及其铁硅分离

采用XRD、SEM、化学分析等方法对水淬铜渣进行了矿物学研究,铜渣的主要物相为铁橄榄石,铜主要以冰铜形式存在;炉渣基本呈非晶态,结构致密,冰铜相结晶不充分,粒度基本在5 mm以下,铁和硅主要以铁橄榄石形式存在,采用选矿法不能有效分离,因此提出了固相快速还原-高温熔分工艺. 结果表明,在碱度大于0.5、终渣熔点1300℃以上、加入添加剂、熔分温度1350℃以上可获得较高的铁、铜回收率,铜和铁回收率可分别达93%和87%;炉渣中铁含量小于5%、铜含量小于0.10%,尾渣可作为生产建材的原料,该工艺能实现铜渣中铁硅分离和铜渣综合利用.     

高磷铁矿含碳团块直接还原-磁选提铁

采用直接还原?磁选工艺从湖南某地高磷铁矿含碳团块中提铁,研究了还原温度、还原时间、团块碱度、还原剂焦粉用量、添加剂Na2SO4用量和废塑料替代焦粉量等因素对磁选精矿指标的影响. 结果表明,在还原温度1150℃、还原时间40 min、团块碱度0.8、碳氧摩尔比0.9的条件下,添加4% Na2SO4同时添加废塑料替代25%焦粉,可得到金属化率为88.77%的焙烧矿,磁选后可得到铁品位91.99%、金属化率92.26%及P含量0.20%的金属铁粉,铁回收率达86.74%.     

无烟煤直接还原铜渣中铁矿物工艺研究

铜矿经熔炼等工序提取铜后,渣中的铁元素含量通常超过30%(质量分数)。直接还原-磁选制备金属铁是利用铜渣中铁资源的有效途径。以无烟煤为还原剂,用正交实验和单因素实验考察了焙烧温度、焙烧时间、碳铁物质的量比、碱度等因素对铁金属化率的影响。结果表明铁金属化率随焙烧温度、焙烧时间、碳铁物质的量比、碱度的增加先增加后基本保持不变,各因素影响铁金属化率的顺序为焙烧温度焙烧时间碳铁物质的量比碱度。无烟煤直接还原铜渣的工艺条件:焙烧温度为1 100℃,焙烧时间为90 min,碳铁物质的量比1.4,碱度为1.6。在此条件下铁金属化率达到91.84%。     

铜熔渣喷吹地沟油还原贫化

以地沟油为生物质还原剂,高温裂解后对铜火法冶炼铜渣进行还原贫化。结果表明,地沟油裂解产物主要是C, H2, CO和CH4等还原性小分子物质,1373, 1473和1573 K下裂解积碳的转化率分别为78.36%, 79.83%和80.07%,因此地沟油高温裂解时碳元素主要以积碳形式存在。热力学计算发现,高温下裂解产物均有良好的还原Fe3O4的活性,用地沟油替代传统化石类还原剂还原铜渣中磁性铁在热力学上是可行的。以N2为载气不仅有利于高温下地沟油顺利喷入铜熔渣中,且通过动量传递起到搅拌熔渣的作用,增大了微小铜滴碰撞聚集长大的机会。在熔炼温度1573 K、载气流量3 L/min、地沟油喷吹量2.055 mL/min、喷吹时间4 min、沉降时间50 min的最优还原贫化条件下,铜渣中Fe3O4含量从33.40wt%降至1.60wt%,含铜量从4.49wt%降至0.49wt%,渣中Fe3O4相转变为2FeO?SiO2相。根据Einstein?Roscoe方程分析,渣中Fe3O4含量减少有利于降低熔渣粘度,改善铜滴的沉降条件。继续增加地沟油喷吹时间沉降金属中杂质含量增加;沉降时间过长时,由于铜渣对铜的机械夹带和化学溶解作用,沉降效果不会更好。实验的铜回收率达89.09%。     

高碳镍钼矿碱性还原熔炼-水浸分离与提取镍钼

在理论分析的基础上,以贵州遵义镍钼矿为原料,提出了镍钼矿碱性还原熔炼?水浸提钼的清洁冶金新工艺,考察了Na2CO3用量、温度、还原剂用量、反应时间对镍还原率及钼浸出率的影响,在最优条件下进行了扩大实验. 结果表明,在碱性介质及强还原气氛下,镍钼矿中的镍被还原成高品位镍铁合金,钼转化为可溶性的钼酸盐;最佳工艺条件为Na2CO3用量为理论量的2倍、熔炼温度1000℃、还原剂添加量为镍钼矿的5wt%、反应时间1.5 h. 最佳条件下扩大实验金属镍回收率为94.92%,金属钼挥发率为9.36%,浸出率为99.94%,固硫率接近100%,得到了高品位镍铁合金和含钼浸出液,镍钼有效分离.     

直接还原钒渣制备铁钒合金热力学分析及性能

围绕钒渣的资源化利用的研究热点，以钒渣和高铁赤泥为原料，采用高温碳热还原熔炼的方法成功地制备了铁钒合金。热力学分析表明铁和钒的氧化物在高温下均可被还原为金属单质，且二者在固液相中均能无限互溶，证明以此种方法制备铁钒合金可行。实验研究了原料配比对金属回收率的影响，以及Na₂CO₃和焦炭添加量对合金组织及性能的影响，结果表明，高铁赤泥的加入可以提高炉料碱度，Na₂CO₃的加入改善了Fe₂SiO₄和FeAl₂O₄的还原条件，有利于提高反应体系的还原效率；Na₂CO₃和焦炭的最佳添加量分别为8wt%和30wt%，此时原料中Fe和V的回收率最大。V在合金凝固过程中促进了珠光体转变，提高了合金的力学性能。     

电渣重熔过程增镁及其对夹杂物的影响

通过设计含镁渣系，并在电渣重熔过程添加脱氧剂，氩气保护气氛下进行电渣重熔实验，研究了电渣重熔过程增镁的可能性。用电感耦合等离子体原子发射光谱分析了钢中的镁含量，用ASPEX扫描电镜分析了电渣锭中镁含量对夹杂物尺寸、类型、形貌等的影响。结果表明，渣中含20wt% MgO以上时，即使自耗电极中不含镁，也能使渣中MgO向钢液中传递镁。实验室条件下，分别用55wt% CaF2–15wt% Al2O3–10wt% CaO–20wt% MgO, 65wt% CaF2–10wt% Al2O3–25wt% MgO, 51wt% CaF2–8wt% Al2O3–8wt% CaO–23wt% MgO–10wt% MgF2渣系重熔时，电渣锭中镁含量分别为0.0034wt%, 0.0039wt%, 0.0043wt%。随电渣锭中镁含量增加，夹杂物组成逐渐从以Al–Ca, Al–Mn–S, Al–Mg–Mn–S为主，转变为以含镁夹杂物为主，镁含量最高达98wt%；夹杂物数量大幅减少，直径明显减小，最大直径均小于10 μm，大多数小于5 μm。与含镁0.0003wt%的电渣锭相比，镁含量增至0.0034wt%时，夹杂物从357个降至31个，最大夹杂物直径由11.0 μm降至8.5 μm，平均直径由3.7 μm降至3.2 μm。     

Alumina-Iron Separation of High Alumina Iron Ore by Carbothermic Reduction and Magnetic Separation

The carbothermic reduction of high alumina iron ore in the absence/presence of sodium carbonate (Na₂CO₃) was carried out for alumina-iron separation by wet magnetic separation. Sodium carbonate is found to be capable of improving the separation of alumina and iron, as well as increasing the particle size of metallic iron significantly. When the high alumina ore briquettes were reduced at 1050°C for 80 min, the average particle size of metallic iron was approximately 100 μm in the presence of sodium carbonate, which is bigger than the size of 50 μm in the absence of sodium carbonate. Compared with the absence of sodium carbonate, the Al₂O₃ content of iron concentrate decreased from 4.33% to 1.29%, while the Al₂O₃ removal rate increased from 43.70% to 83.37% with the addition of 9% sodium carbonate. Experimental evidence showed that Na₂CO₃ reacted with Al₂O₃ and SiO₂ to form sodium silicate, aluminum silicate, and sodium aluminosilicate, and decreased the content of Fe in the slags, which improved the separation between the alumina and iron during the magnetic separation.     

新法铝热炼镁还原渣提取高白氢氧化铝

新法铝热炼镁工艺以白云石和菱镁石为原料、以铝粉为还原剂,在真空还原获得金属镁的同时得到富含CaO·2Al₂O₃的还原渣,该还原渣可通过氢氧化钠和碳酸钠的混合碱液溶出得到铝酸钠溶液,并通过碳酸化分解制备氢氧化铝。以该工艺所得还原渣为原料,系统地研究各溶出条件对氧化铝溶出率的影响,并对碳分所得氢氧化铝进行性能检测。结果表明,在氢氧化钠浓度80 g·L^-1、碳碱浓度110 g·L^-1、溶出时间120 min、溶出温度95℃、液固比为6的条件下,炼镁还原渣中氧化铝的溶出率在85%以上。氢氧化铝产品白度均大于98,平均粒径为26.98 μm,能够达到高白氢氧化铝的要求。     

钒化工冶金固废资源化清洁利用

采用整体化增值利用、多组元高效提取、末端无害化处置的策略，通过关键核心技术创新和集成，开发了具有产业化价值的低成本、高效钒化工冶金固废资源化清洁利用技术集成体系。提钒尾渣通过亚熔盐技术高效提钒后，渣中的钒含量(以V2O5计)降低至0.2wt%以下，铁含量(以Fe2O3计)富集至60wt%以上；再经钙化脱钠后终渣中钠含量(以Na2O计)低于2wt%，可大比例替代低钒高品位铁精矿用于配矿烧结，配矿量由原来的20 kg/t提高至60 kg/t。将块状、粉状铬泥通过添加有机粘结剂和65碳化硅做成球骨架，加工成粒径5?30 mm的球状物并烘烤，加入炼钢工序，所制钢筋的屈服和抗拉强度均比常规工艺高，对钢筋性能提高有一定作用。采用钒酸铁部分替代V2O5冶炼钒铁技术上可行，1 t钒酸铁可代替209 kg V2O5，钒铁消耗0.2 t，钒回收率在90%以上，并生产出A级50钒铁产品。50钒铁炉渣作为粘结配料可提高钒钛烧结矿强度，在回收利用渣中钒、镁、钙元素的同时，使钒钛烧结矿转鼓指数提高2%~4%。     

橡胶籽油还原作用下铜渣的贫化

针对铜渣贫化过程碳排放问题,以橡胶籽油取代柴油作为铜渣贫化的还原剂,研究铜渣贫化过程中的热力学,分析橡胶籽油贫化铜渣机理。在不同温度和时间条件下进行喷吹橡胶籽油贫化实验,分析铜渣磁性铁含量和粘度的变化,用XRD和SEM对贫化后炉渣进行分析。结果表明,喷吹还原过程中主要还原剂是裂解产生的碳单质、H2和CO。贫化过程中磁性铁被橡胶籽油在高温下的裂解产物(H2, CO, C)还原成FeO,与渣中的SiO2结合生成铁橄榄石(Fe2SiO4);随贫化温度升高,相同喷吹时间内铜渣的磁性铁含量和粘度逐渐降低,使渣中的Cu相互碰撞聚集,最终沉降到坩埚底部。随贫化进行铜渣中的铁橄榄石相增多,磁性铁相减少。在坩埚底部聚集的铜颗粒粒度由1 cm增至3 cm,铜回收率达86%。     

Role of Selected Cations and Gas Speciation on the Reduction of Fayalite at 1300°C

Pure fayalite liquid was reduced at 1300°C in variable C/H ratio gas mixtures, all with constant f _O2 both with and without various cation additives that included Cr₂O₃, MnO, CaO, TiO₂, Al₂O₃, Na₂O, and K₂O. Similar studies were also performed on Carol Lake iron ore pellets without these cation additives. The role of cation additives in reduction with CO-rich gases is minimally important. In hydrogen-rich reduction studies, the reduction per hour was increased 50% by a 2.5 wt% addition of CaO, increased by about 75% by a 2.5 wt% addition of Cr₂O₃, and increased by about 50% for a 2.5 wt% addition of MnO as compared to the reduction rate of pure fayalite liquid. Much more dramatic than any cation additive effect is the role of the hydrogen content of the gas mixture. At 1300°C and a fixed –log f _O2= 13, the reduction per hour of pure fayalite liquid triples with the replacement of the CO by hydrogen even with just the first 10 vol% of hydrogen. Theoretical discussions of the role of cation additives and gas speciation on fayalite melt structure are presented.     

Preparation and characterization of porous ceramics from nickel smelting slag and metakaolin

Porous ceramics with high porosity and low bulk density were prepared by using nickel slag and metakaolin as the primary raw materials, glass powder as flux, and SiC as the foaming agent. The content of nickel slag and foaming agent had a significant effect on the bulk density, porosity, and flexural strength of the porous ceramics. The porous ceramics with the best properties were obtained at 1100 °C for 30 min with 50 wt% nickel slag, 40 wt% metakaolin, 10 wt% waste glass, and 0.8 wt% SiC. It had a low bulk density (as low as 245 kg/m³), high flexural strength and compressive strength (0.6 MPa and 1.17 MPa, respectively), and high porosity (about 89.8%). The nickel slag was magnetically separated as well. The density of nickel slag powder could be reduced via magnetic separation, and there was no significant change in the crystal structure of the raw material. Compared with porous ceramics prepared using nickel slag without magnetic separation, ceramics subjected to magnetic separation had lower bulk density, higher porosity, and the same phase composition. This study can be used as an indicator for the application of nickel slag in porous ceramics, which is of great significance in providing a great substitute nickel slag towards recovery and utilization.     

碱洗氧化工艺中杂质对硫酸钠结晶粒度的影响

针对碱洗氧化工艺脱硫废水中硫酸钠的蒸发结晶,设计开发了硫酸钠蒸发结晶放大实验装置,重点研究了废水中碳酸钠、铁离子和亚硫酸钠杂质对硫酸钠蒸发结晶晶体粒度的影响。结果表明：1.0%（质量分数）的碳酸钠对硫酸钠晶体的粒径影响可忽略;铁以沉淀物形式存在时,易引起硫酸钠晶体结块且粒径变小; 铁以溶解形式存在时,对硫酸钠晶体的粒径影响较小;亚硫酸钠的存在易引起硫酸钠晶体的粒径变小,氧化消除溶液中的亚硫酸钠后,结晶得到的硫酸钠晶体粒径变大。工业装置经过改造后,无水Na₂SO₄产品的平均粒径由106.71 μm提高至129.99 μm。