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。     

铜渣还原磁选工艺实验研究

以浮选铜渣的尾渣为原料,对其配碳还原和磁选分离工艺进行实验研究.探究碱度、温度对铜渣还原的影响,并研究在相应条件下不同粒度对磁选产物的影响.对铜渣进行矿相分析可知铁主要以Fe3O4和铁橄榄石形式存在;焙烧温度为1 175℃、配碳量为wC/wO=1.2、碱度为R=0.4、粉碎粒度小于42μm时经还原和磁选,可得铁品位74.7%的磁性物质;对还原产物进行矿相分析后发现金属铁颗粒弥散分布在还原产物中,铜元素以冰铜的形式嵌布在金属铁颗粒中.     

铜渣与镁渣复合改质后磁选提铁的工艺研究

将工业铜渣和工业镁渣按一定比例混合后进行复合改质,对改质后混合渣进行磁选,并通过XRD、SEM分析和热力学计算对改质前后混合渣中的物相变化特征进行研究。结果表明,复合改质能够使铜渣中弱磁性富铁相铁橄榄石向强磁性镁铁尖晶石转变,并可通过磁选进行分离。碱度的降低有利于混合渣中镁铁尖晶石形成,但不利于硅酸盐相生成。本文试验范围内碱度的最佳值为2.05,在该碱度下混合渣的磁选产率和回收率分别为65.32%和79.34%,且磁选后尾渣中硅酸盐相含量相对较多。     

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%。     

氯化焙烧法回收铜渣中的铁

对铜渣展开了氧化气氛氯化焙烧—配煤还原—高温熔分回收铁的试验。结果表明,最佳氧化焙烧试验条件为:云铜渣破碎至-100μm、NaCl配加量4%、氧化焙烧温度900℃、焙烧时间2h;此时脱硫率达到72%;焙渣经1 100℃配煤还原6h后,在1 500℃氮气保护下熔分0.5h,铁还原率可以达到94%,铁中铜含量降低至0.51%,铜分离率为70.6%。     

添加剂CaO、Al_2O_3和Cu_2O对铜渣黏度的影响

调控铜渣黏度是提高铜渣贫化效果、促进渣-铜分离的关键因素,本文通过采用高温黏度计测定铜熔渣的黏度,研究了添加剂CaO、Al_2O_3和Cu_2O在不同温度下对铜渣黏度的影响规律。研究结果表明:在相同温度条件下,铜渣的黏度随CaO含量的增加先降低后升高,当CaO含量增加到6%时,铜渣的黏度降至最低,当CaO含量达到7%时,CaO与渣中物质生成难熔化合物,导致渣黏度升高;在渣贫化过程中,Al_2O_3被认为是一种酸性物质,加入Al_2O_3可形成高熔点化合物并提高铜渣的液相温度,从而导致铜渣黏度的增加;在渣贫化过程中,Cu_2O与渣中的Fe~(2+)离子反应生成Fe_3O_4,使铜渣黏度增加;随着添加剂Al_2O_3和Cu_2O含量的增加,改变了铜渣物相组成,提高铜渣的黏度流变表观活化能。     

高硅氧化铜矿还原熔炼渣黏度研究及Iida模型应用

针对刚果（金）某高硅、低铁氧化铜矿还原熔炼过程渣铜分离困难、铜收得率低等问题,研究了配加不同CaO和FeO含量对还原熔炼渣黏度的影响规律,并在此基础上优化了Iida黏度预测模型,为实现CaO-SiO2-MgO-Al2O3-FeO渣系黏度的精准控制提供支撑。结果表明,该熔炼渣黏度随CaO和FeO含量的增加而逐渐下降。调控终渣碱度大于0.5、FeO含量大于3%,可有效改善熔炼渣黏度。利用优化后的Iida黏度预报模型可在较大成分与温度范围内进行本体系熔渣黏度的预测,预报相对误差在10%以内。     

铜冶炼炉渣选矿尾渣碱法溶出硅铁分离利用技术

现有技术多采用火法冶炼工艺从铜冶炼炉渣选矿尾渣中回收铁。热力学分析认为,在一定的温度和压力条件下,采用碱液溶出工艺处理铜渣选矿尾渣,尾渣中的铁橄榄石、石英等主要成分在NaOH溶液中发生的溶出反应具有自发性。通过溶出,可以获得硅酸钠溶液和高品位铁矿。在Na2O浓度200 g/L、140 ℃下反应2 h的较优条件下,溶出渣中的Fe2O3含量达到71.54%,硅的溶出率达到了76.22%。研究成果形成了具有工业化前景的铜渣选尾渣以及其他有类似组成的冶金渣综合利用技术原型。     

铜渣处理与综合利用

通过分析铜渣特性、冷却方式,指出冷却速率对铜的选出影响至关重要,应控制在1~3℃/min。磨浮结合的选矿法是目前主要采用的铜渣贫化工艺,可将尾矿中铜含量控制在0.3%~0.5%。贫化铜渣的处理,有效分离铁、硅、锌是难点,采用转底炉直接还原结合磨选工艺,可以得到TFe含量65%以上,MFe含量53%以上的磁性矿粉,铁回收率接近90%。磁性矿粉可冷固结成型用做高炉、转炉或电炉原料,尾渣用于建材行业。建议国家出台政策支持指引,以钢铁企业为主导,积极推进铜渣的综合利用。     

铜渣处理与综合利用

通过分析铜渣特性、冷却方式,指出冷却速率对铜的选出影响至关重要,应控制在1~3℃/min。磨浮结合的选矿法是目前主要采用的铜渣贫化工艺,可将尾矿中铜含量控制在0.3%~0.5%。贫化铜渣的处理,有效分离铁、硅、锌是难点,采用转底炉直接还原结合磨选工艺,可以得到TFe含量65%以上,MFe含量53%以上的磁性矿粉,铁回收率接近90%。磁性矿粉可冷固结成型用做高炉、转炉或电炉原料,尾渣用于建材行业。建议国家出台政策支持指引,以钢铁企业为主导,积极推进铜渣的综合利用。     

从铜渣中回收铁的研究现状及 其新方法的提出

对铜渣进行XRD物相、扫描电镜和能谱以及主要元素含量的分析,指出从铜渣中回收铁的困难.综述了国内外从铜渣中回收铁的一些主要工艺方法及其优缺点,并提出弱氧化焙烧-磁选处理铜渣的新方法.铜渣和CaO的质量比为100:25,CO₂和CO的气体流量分别为180 mL/min和20 mL/min,焙烧温度1 050 ℃,保温焙烧2 h后,冷却后破碎磨细至0.074 mm,再通过170 mT的磁场磁选分离得到铁精矿.获得了铁品位54.79 %的铁精矿和含铁22.12 %的磁选尾矿,铁的回收率为80.14 %,基本实现了铜渣中铁的回收.      

渣系碱度对含碳球团渣相组成和渣铁分离的影响

采用煤基直接还原熔分技术和FactSage热力学分析软件以及XRD分析手段,研究了渣系碱度wCaO/wSiO2对高铁铝土矿含碳球团渣相组成和渣铁分离效果的影响。实验结果表明,渣系碱度对含碳球团的渣系组成和渣铁分离效果有重要影响。当碱度为1.0和1.5时,粒铁尺寸最大,渣铁的分离效果最好,粒铁收得率分别为91.55%和91.86%;当碱度为0.5时,粒铁尺寸较小,渣铁分离效果较差,粒铁收得率为65.43%。当碱度为2.0时;粒铁尺寸最小,渣铁分离效果最差,粒铁收得率只有44.53%。XRD分析结果表明,当渣系碱度分别为0.5、1.0、1.5和2.0时,熔分渣的主要组成分别为α-Al2O3-CaAl2Si2O8、α-Al2O3-CaO·6Al2O3-Ca2Al2SiO7、CaO·6Al2O3-Ca2SiO4-Ca2Al2SiO7、Ca2Al2SiO7-Fe2SiO4。FeAl4O7、CaAl4O7以及金属铁在熔分渣中的含量较少。     

Slag/metal Separation Process of Gas-reduced Oolitic High-phosphorus Iron Ore Fines

Slag/metal separation process of the highly reduced oolitic high-phosphorus iron ore fines was investigated. Samples were prepared using the reduced ore fines （metallization rate： 88%） and powder additives of CaO and Na2CO3. Slag/metal separation behavior tests were conducted using a quenching method and the obtained metal parts were subjected to direct observation as well as microstructure examination with SEM and EDS; iron recovery and phosphorus distribution tests were conducted using a Si-Mo high temperature furnace and the obtained metal parts were examined by ICP-AES analysis and mass measurement. Thermodynamic calculation using coexistence theory of slag structure was also performed. Results show that temperature for slag/metal separation must be higher than 1823 K and a satisfying slag/metal separation of the highly reduced ore fines needs at least 4 min; phosphorus con- tent of hot metal is mainly determined by thermodynamics; temperature of 1823-1873 K and Na2CO3 mixing ratio of about 3 % are adequate for controlling phosphorus content to be less than 0.3 mass% in hot metal; temperature, time and Na2CO3 mixing ratio do not have significant effect on iron recovery, and iron recovery rate could be higher than 80% as long as a good slag/metal separation result is obtained.     

低磷低硅铁水180 t复吹转炉冶炼高磷钢的工艺优化

在统计分析了转炉前期炉渣碱度和钢水温度,终点炉渣碱度、终渣全铁含量和终点钢水温度对脱磷率影响的基础上,优化了0.29%Si,0.085%P铁水180t复吹转炉的高磷钢冶炼工艺。200炉冶炼结果表明,通过使用低枪位使钢水快速脱碳升温,控制前期炉渣碱度≥2.2、终点炉渣碱度2.8~3.2,终点炉渣全铁含量≤17%,转炉出钢温度1 650~1 680℃,可控制脱磷率≤60%,终点钢水磷含量均值为0.035%。     

Influences of Technological Parameters on Smelting-separation Process for Metallized Pellets of Vanadium-bearing Titanomagnetite Concentrates

The smelting-separation process for metallized pellets of vanadium-bearing titanomagnetite concentrates was studied.The influences of smelting temperature,smelting time,and the basicity of the metallized pellet on vana-dium and iron recovery were investigated.The characteristics of titanium slag were analyzed using X-ray diffraction, energy dispersive spectroscopy,and mineralographic microscopic analysis.The results demonstrate that appropriate increases in smelting temperature and smelting time can improve the vanadium and iron recovery from metallized pel-lets and are beneficial for the slag-iron separation.Although increasing the basicity of the metallized pellet can consid-erably improve the vanadium and iron recovery,the TiO2 grade of titanium slag was decreased.Under the optimal conditions,90·17% of vanadium and 92·98% of iron in the metallized pellet were recovered,and the TiO2 grade of titanium slag was 55·01%.It was found that anosovite,augite,spinel,glassiness,and metallic iron were the main mineral phases of the titanium slag.     

内配碳冷固球团-电炉冶炼工艺处理贫锰矿的试验研究

针对贫锰矿石,采用内配碳冷固球团-电炉冶炼工艺流程,成功制取了合格的富锰渣。还原焙烧温度1000℃,还原时间45min,原矿粒度-1mm,还原剂用量1.6%,碱度0.3,冶炼温度1410℃,冶炼时间60min,在此条件下,渣相与金相熔分较好,渣相中Mn含量为32.58%,锰的回收率为92.16%;金相中Fe含量为94.40%,铁的回收率为95.32%,并通过验证试验得到证实。     

铜渣在CO2-CO混合气体中焙烧实验研究

铜渣是极有价值的冶金二次资源,铜渣的主要矿物成分是铁橄榄石、磁铁矿、铜锍及一些脉石组成的无定形玻璃体.本实验基于热力学分析,用CO₂和CO混合气体来控制体系内的氧势来焙烧铜渣样品.在600℃~9000℃时,焙烧产物为单质铁,此时是混合气体起还原作用.在1000℃,焙烧渣中重新出现了FeO,说明CO₂-CO混合气体体系中产生的氧起了作用.在1100℃时,焙烧4h,焙烧渣中产生了Fe₃O₄,此时焙烧铜渣磁选后全铁含量94.35%,铁的回收率达到了90.8%.在600℃~1100℃,适当条件下焙烧时,铁橄榄石的物相变化为:2FeO·SiO₂→FeO+SiO₂→Fe→FeO→Fe₃O₄, 铁的回收率是随着温度的升高而升高的.在适当范围内, 延长焙烧时间、增大分压比都有利于Fe₃O₄的生成.      

利用铜渣制备铁硫合金的实验研究

摘要：火法炼铜过程中产生的铜渣含有较高的有价金属,结合前期实验研究,提出了利用铜渣、硫铁矿和增炭剂混合制备能消除沉降电炉炉结的铁硫合金的新方法。结合工业应用条件,控制碳的加入量使铜渣中的铁橄榄石还原成单质Fe和铁硅比为2:9的共晶体残渣,实现了渣与合金因密度和熔点差异自动分离。结合FeO-SiO2二元系相图,并利用XRD、XRF研究了最佳制备温度、保温时间、碳粒度、碳添加比对铁硫合金密度和残渣铁硅比的影响,分析了铜渣中Fe、Cu、Ni的回收效果。结果表明：最佳制备温度1350℃、保温时间30min、碳粒度小于96μm、碳添加比1:6,此时制备出的铁硫合金满足消除炉结要求,且残渣易分离;铜渣中Fe回收率为33.52%,Cu回收率为95.34%,Ni回收率为100%。     

低碱度含FeO渣热分解H2O/CO2制取H2/CO

以转炉钢渣为原料,通过高温重熔获得不同碱度渣样并开展H₂O/CO₂氧化试验,在获得H₂/CO气体能源的同时改善渣样磁性,提升渣综合利用率。试验结果表明,随着碱度增加,析出主要物相从橄榄石到镁蔷薇辉石最终向硅酸二钙转变,与此同时,固溶在其中的RO相逐渐溶出。相同亚铁含量下,高碱度渣样能够大幅度改善氧化反应效率,碱度1.83渣样最高产气量为H₂ (32.3 cm3/g)、CO (22.1 cm3/g),反应率分别达到了83.7%、57%,碱度1.13的渣样反应率分别仅为 40.5%、32%。氧化后的渣样磁选效率均有提高,碱度2.13渣样从14.85%增加到78.75%。