还原熔炼铜渣回收铜钴的试验研究

采用石油焦粉还原熔炼铜冶炼厂废弃的自然冷却铜渣,考察了熔炼温度、碳还原剂石油焦粉用量、熔炼保温时间等因素对铜渣中铜钴回收率的影响。结果表明,在熔炼温度1 400℃、石油焦粉用量6%、熔炼保温时间2h条件下,铜、钴的回收率分别达到94.12%、98.35%。     

含钴铜水淬渣还原熔炼综合回收研究

以焦炭和粉煤为还原剂,分别研究了还原温度、还原剂配入量、还原时间对渣中钴和铜的回收率的影响。实验结果表明,以粉煤为还原剂进行还原熔炼时,铜和钴的回收率较高。当还原温度为1300℃、粉煤配入量15%、还原时间1 h、石灰加入量3%~5%时,钴和铜的回收率分别为97.06%和93.42%。     

铜钴冶炼渣还原造锍熔炼回收铜和钴

从试验上验证了铜钴硫化矿冶炼新工艺的可行性,并着重研究了新工艺中铜钴冶炼渣还原造锍熔炼阶段还原剂焦炭用量、硫化剂黄铁矿用量、熔炼温度和保温时间对铜钴回收率的影响。结果表明,加入铜钴冶炼渣质量分数6%的焦炭和20%的黄铁矿,在1 350℃熔炼3h,弃渣含铜、钴可分别降至0.12%和0.074%,产品铜钴锍中铜、钴回收率分别达到92.95%和89.95%。贫化渣主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和磁铁矿(Fe3O4),铜钴锍主要物相为硫化亚铁(FeS)、钴铁硫化物(Fe0.92Co0.08S)、吉硫铜矿(Cu8S5)。     

电解铝废槽衬还原提取铜转炉渣中铜钴的试验

研究了用铝电解槽废槽衬(包括废阴极炭块和废碳化硅侧块)替代工业煤作还原剂,提取含钴转炉渣中铜、钴的可行性。研究发现,在相同条件下,采用废阴极炭块和废碳化硅侧块均可实现对含钴转炉渣的还原熔炼。工业煤还原剂铜和钴回收率分别达到了91.4%和94.8%;废阴极炭块作还原剂,其中含有的氟可改善渣型,促进渣与冰铜分离,铜和钴回收率分别达到97.3%和99.3%;废碳化硅作还原剂,铜和钴回收率分别为95.4%和90.0%。碳化硅比炭质还原剂密度大,更容易进入渣相参与熔池反应,更有利于应用在工业电炉中。     

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.      

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.     

刚果(金)绿纱矿浮选铜钴精矿还原熔炼工艺研究

以刚果(金)绿纱矿浮选后的铜钴精矿为原料,采用还原熔炼工艺生产铜钴合金,考察了还原熔炼条件对铜钴回收率的影响。实验得出的最佳工艺条件为:CaO加入量25%、熔炼温度1 500℃、焦粉加入量6.5%、熔炼时间45 min,该条件下,铜的回收率大于98%,钴的回收率大于95%。     

某难选铁矿石煤基直接还原—磁选试验研究

某难选铁矿石属"江口式"微细粒嵌布混合型铁矿石,对其进行了煤基直接还原—磁选试验研究,结果表明,以煤为还原剂,添加助溶剂直接还原—磁选可以实现此类矿石的有效利用。在还原温度1250℃,还原时间80min,还原剂用量30%,助溶剂NM用量15%,两段磨矿磁选的条件下,可获得全铁品位为91.93%、铁回收率为83.87%的直接还原铁。     

电路板铜阳极泥分银渣的还原熔炼研究

采用还原熔炼的方法从电路板铜阳极泥分银渣中回收有价金属,在最佳还原熔炼条件下(温度1150℃、时间30～45min、Na2CO3用量15%、碳粉用量15%、硼砂用量6.0%～10.0%),还原熔炼产出的金属锭和渣分离好,金属产率达到65.2%,铅回收率97.84%,锡回收率88.88%,贵金属回收率均超过95%。     

含铜电炉渣贫化试验研究

分析了云铜贫化电炉渣的矿物组成、化学成分、渣型选择,研究了电炉渣中铜的主要存在形态。考查了不同Fe／SiO2配比下炉渣的性能研究,Fe／SiO2、硫化剂、熔炼温度、熔炼时间、还原剂用量对渣含铜的影响。基于条件试验结果确定了适宜的铜渣贫化方法。     

50 kVA直流电弧炉处理卡尔多炉渣试验研究

卡尔多炉渣含有大量高熔点难熔物料,直接返回转炉处理对现有系统扰动大,返回量受限,堆存量逐年增加。本文采用理论与试验相结合方法探索卡尔多炉渣高效、低成本处理工艺。首先采用热力学计算得到熔炼卡尔多炉渣时主要反应的吉布斯自由能与时间的关系,表明温度在750～1 500℃、以粒煤为还原剂、石灰石为熔剂的条件下,各主要反应均能发生,最终得到铜镍合金和硅酸钙渣。在此基础上,结合卡尔多炉渣中不同元素还原性的差异,利用粒煤作还原剂,在直流电弧炉中选择性还原熔炼卡尔多炉渣,获得合格的铜镍合金和弃渣。试验结果表明：在熔炼温度1 420℃、还原剂用量10%、熔剂率15%、沉降时间60 min条件下,获得高品位铜镍合金,合金品位均大于90.00%;铜、镍回收率均大于98.50%,炉渣中镍、铜含量分别降至0.15%、0.32%,实现了一步从炉渣中提取有色金属。本研究有利于提高有色金属二次资源回收率,为直流电弧炉熔炼卡尔多炉渣奠定了理论及实践基础。     

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%.     

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。     

红土镍矿回转窑-电炉熔炼生产镍铁的工艺研究

基于红土镍矿回转窑-电炉熔炼生产镍铁工艺,研究了混合煤配比对回转窑预还原以及配碳量和温度对电炉熔炼的影响。实验结果表明,回转窑预还原用70%无烟煤+30%烟煤的煤粉作还原剂,预还原样再配入含碳5%的还原煤在1550℃温度下电炉熔炼,产出的镍铁含镍23.13%,镍回收率为95.21%,铁回收率为91.97%。     

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%。     

新型贫化剂强化回收渣含铜的研究

为强化铜渣贫化回收渣含铜,设计了一种强化铜渣贫化的还原剂。采用HSC 6.0热力学软件计算对比了新型贫化剂与无烟煤、黄铁矿等常用贫化剂贫化熔炼渣回收铜锍的反应,并以某冶炼厂熔炼渣为原料进行试验并验证了新型贫化剂的强化作用。热力学计算结果表明,新型贫化剂还原铜渣（主要成分为Fe2SiO4和Fe3O4）的效果优于无烟煤和黄铁矿。试验结果表明,采用无烟煤、黄铁矿、新型贫化剂三种还原剂单独贫化回收渣含铜时,铜的回收率分别为30.83%、52.50%、66.67%。新型贫化剂能够强化回收渣含铜,有望为铜渣高效贫化并提高无烟煤等传统化石能源贫化铜渣利用率提供借鉴。     

铅冶炼物料工艺矿物学与热力学平衡研究

富氧熔池熔炼-液态高铅渣直接还原工艺因对原料适应性强、熔炼炉运行稳定可靠、金属回收率高及氧化炉熔炼烟气中二氧化硫浓度高,在铅冶炼工业中占有越来越重要的地位。但目前对于该工艺的理论基础研究较为薄弱,亟需对该工艺冶炼过程热力学平衡等进行理论研究,为工艺的优化提供理论支持。首先对冶金过程物料如铅精矿、高铅渣及还原渣进行了工艺矿物学研究,然后通过FactSage8.1热力学软件计算,研究了氧化段氧气系数、熔炼温度及还原段还原剂用量对体系中Pb分配率和熔炼渣中Pb、S等元素含量的影响规律。计算得出,铅富氧熔池氧化熔炼中铅的直收率在氧气系数1.0、熔炼温度1 200℃左右时达到最高;温度的升高与FeO、CaO的加入有利于高铅渣还原反应的进行,在还原剂用量大于5.7%时铅的还原率达到91%。     

含铌铁精矿煤基直接还原过程中铌的行为研究

以含铌铁精矿为研究对象,采用固态煤作还原剂还原焙烧,再经磁选得到还原铁产品.在不同焙烧温度、还原剂用量、助熔剂用量条件下,分别以褐煤和无烟煤为还原剂,研究了各因素对直接还原焙烧-磁选结果的影响,考察焙烧过程中铌分别在渣相和金属相中的分布.试验结果表明,1200℃时80％的铌矿物进入尾矿中;而1300℃时添加助熔剂TS2用量10％条件下,90％铌矿物在直接还原焙烧-磁选得到还原铁产品中富集.     

玉米秸秆还原浸出软锰矿优化试验研究

通过单因素试验和正交试验,研究了玉米秸秆在酸性条件下的水解及还原浸出软锰矿,考察了硫酸用量、水解时间、水解温度、还原剂用量对锰浸出率的影响。结果表明:对50g软锰矿,在硫酸用量40mL、水解时间2h、水解温度90℃、还原剂用量30g条件下进行浸出,锰浸出率可达96%以上,浸出效果较好。     

转底炉处理低品位红土镍矿的中试研究

进行了转底炉直接还原一电炉熔炼处理红土镍矿的中试研究,考察了还原温度、还原时间、煤配比和石灰石配比对镍、铁金属化率和回收率的影响,得出最佳还原方案以指导工业生产。研究表明:还原温度1 300℃、还原时间20 min、煤配比1.0%、石灰石配比6%时,镍铁金属化率和回收率最高,金属化率分别为68.61%、91.22%,回收率分别为81.76%、91.66%。红土镍矿在此条件下还原后再在1 450℃熔炼,得到的镍铁合金品位较高,为镍10.77%、铁82.00%,可满足不锈钢、合金钢与合金铸铁工业生产对镍合金原料的要求。