铁矾渣预氧化——煤基直接还原过程脱砷研究

针对铁矾渣综合回收过程脱砷问题,在分析砷物相基础上提出一种预氧化—煤基直接还原的脱砷方案。结果表明,预氧化升温阶段(25~800℃),砷总挥发率为24.45%;预氧化温度为800℃、预氧化气氛为O_2(5%)+N2(95%),预氧化时间为10 min时,最优脱砷率为26.34%;外配15%煤粉的预氧化铁矾渣含碳球团在弱还原升温阶段(25~1 075℃),砷总挥发率为45.90%;弱还原阶段适宜配碳量为10%~15%;还原温度1 075℃、外配10%煤粉,还原30 min时,砷挥发率达到68.2%;调整碱度、提高温度后,最优脱砷效率提高到78.34%。     

复合粘结剂球团和氧化球团直接还原对比研究

对复合粘结剂球团和氧化球团微观结构、还原动力学参数、还原后强度进行了试验研究。研究结果表明: 复合粘结剂球团中矿物颗粒细小, 平均尺寸为59～104 μm², 孔隙率高, 达到54％～56%, 而氧化球团中矿物颗粒粗大, 平均尺寸为1 047 μm², 孔隙率低, 为30%; 当还原温度大于900 ℃时, 复合粘结剂球团可快速还原, 而氧化球团需要大于1 000 ℃; 800～1 000 ℃还原过程中, 复合粘结球团化学反应速率常数k和扩散系数D_e明显大于氧化球团; 还原后, 复合粘结剂球团结构完整, 强度远大于氧化球团。研究结果表明, 在直接还原工艺中, 复合粘结剂球团具有孔隙率高、还原速度快、强度高的优点。     

铁矿氧化球团气基直接低温还原粉化行为研究

铁矿氧化球团在还原过程中的破裂、粉化会严重影响生产的正常进行。研究了还原温度和还原气氛对氧化球团直接低温还原粉化性能及还原后球团抗压强度的影响,并以还原后球团内部的Leica DMRXP显微图片为依据,分析了球团的粉化行为。结果表明：气基直接还原温度从450 ℃提高到550 ℃,RDI+6.3和RDI+3.15下降、RDI-0.5上升,当还原温度进一步提高到600 ℃时,RDI+6.3和RDI+3.15开始回升、RDI-0.5开始降低;H2与H2+CO的体积比升高,RDI+6.3和RDI+3.15上升、RDI-0.5显著下降;温度及气氛对还原球团抗压强度的影响规律与对低温还原粉化率的影响规律相反,即还原粉化率降低时抗压强度升高,还原粉化率升高时抗压强度降低。     

菌种活化条件对含砷金矿石生物预氧化的影响

为提高含砷金矿生物预氧化所用细菌的活性,采用经含砷金矿长期驯化的嗜中温混合菌群进行了活化试验,并用活化菌种对山东某含砷金矿石进行了生物预氧化试验。结果表明：以10 g/L的FeSO₄·7H₂O和质量分数为5%的金矿作为混合能源对菌种进行1次活化后,金矿石生物预氧化的脱砷率可达到75.0%;以质量分数为5%的金矿为能源对1次活化菌种进行2次活化后,金矿石生物预氧化的脱砷率可进一步提高到89.0%。     

含砷铜渣预脱砷过程的热力学分析

采用HSC Chemistry 6.0 热力学分析软件研究了惰性气氛下焙烧温度对含砷贫化铜渣在预脱砷过程中砷平衡组成的影响, 并通过实验进行了验证。结果表明：在惰性气氛下, 升高温度可促进硫化砷的分解, 而砷酸盐的稳定性较好, 不能通过高温分解脱除。在温度低于500 ℃时, 固态硫化砷物相和氧化物不发生分解; 温度超过500 ℃后, As₂S₃、As₄S₄率先发生气化反应; 温度超过900 ℃后, 硫化砷开始发生分解。对于惰性气氛下铜渣的预脱砷, 实验结果与热力学分析吻合较好。     

高砷金精矿工艺矿物学和细菌氧化

采用经长期驯化耐砷的氧化亚铁硫杆菌ＳＨ－Ｔ菌株对某高砷金精矿进行氧化预处理。金精矿中有害杂质砷的含量达１７．７％～２５．８％,金属硫化物以毒砂为主,含量达６０％～７０％。金以次显微状赋存于毒砂和黄铁矿之中。采用常规氰化工艺金的浸出率还不到３％。金精矿经细菌氧化处理后,取得了较好的脱砷效果。矿浆浓度为５％,经１３天的细菌氧化试验脱砷率可达９０％以上。与常规氰化工艺相比,经７天细菌氧化金浸出率提高２６     

软锰矿辅助含砷难处理金矿生物预氧化工艺过程分析

将软锰矿加入到含砷难处理金矿微生物浸出过程中,考察了p H值、矿浆浓度和接菌浓度对软锰矿辅助含砷难处理金矿生物预氧化过程的影响。结果表明,加入软锰矿辅助微生物浸出后可以显著提升含砷金矿中砷的浸出速率和浸出率,经过96 h生物预氧化后,砷浸出率可以达到90%以上。软锰矿的加入使得溶液中As O-2转化为H2As O-4,降低了微生物浸出过程中砷对微生物的毒性。     

含砷金矿微生物预氧化过程强化方法研究进展

微生物预氧化技术具有成本低、设备简单、环境友好等优点,在难处理金矿资源的开发利用中得到了巨大发展和广泛认可.然而,由于原料来源复杂、浸矿菌种耐砷性差、浸矿过程容易生成钝化产物等问题,微生物预氧化在实际生产中依然受到一定程度的制约.目前如何强化含砷金矿微生物浸出已成为该领域的研究热点和难点.综述了目前国内外含砷金矿微生物...     

有色冶炼二次含砷物料碱法脱砷工艺现状

分析了典型二次含砷物料化学成分特点,概括了当前有色冶炼工业中产生的二次含砷物料碱法脱砷工艺及原理,主要包括湿法脱砷工艺和火法—湿法联合脱砷工艺。其中,碱法脱砷工艺常用NaOH单碱浸出、NaOH-Na_2S混合碱浸出和NaOH+Na_2S混合碱两段浸出三种体系,并采用双氧水、加压、曝气、微波、球磨等氧化手段强化砷的浸出;火法—湿法联合脱砷工艺主要有低温碱性熔炼—水浸、焙烧预氧化—碱性浸出以及低温碱性焙烧—热水浸出工艺,低温碱性焙烧—热水浸出工艺选择性脱砷效果好,物料普适性广。最后,结合现有研究指出了碱法脱砷工艺存在的问题及二次含砷物料无害化、资源化研究方向。     

高硫高砷金精矿高压预氧化-氰化提金工艺研究

使用酸性高压预氧化-氰化提金的工艺方法,处理高硫高砷含有机碳的金精矿,使金的浸出率从10%提高到97%左右。为了优化工艺参数,对影响预氧化和氰化效果的因素进行了考查,同时也对预氧化后的含砷酸性废水的综合处理进行了研究。     

高砷硫精矿除砷的研究

采用正交试验设计的方法,找出了高砷硫精矿降砷时所使用药剂的最优水平组合以及影响因素的主次。通过对砷矿物的有效抑制剂的筛选,对含砷高达2．003％的高砷硫精矿采用简单的一次粗选、二次精选开路流程,所得硫精矿含砷仅为0．48％,可以满足硫酸厂对原料的要求。同时铜在硫精矿中得到了综合回收,铜的回收率达到43％。     

含砷、锡铁精矿煤基直接还原焙烧脱除砷锡试验研究

采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明, 砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除, 锡是在还原焙烧阶段与氯化剂反应生成易挥发的氯化物挥发脱除。综合试验结果表明, 在优化条件下, 还原焙烧-磁选得到直接还原铁产品中TFe品位及回收率均达到88%, As残余含量0.03%, Sn残余含量0.07%。     

铜渣还原-熔分过程中砷的行为特征

对铜渣直接还原和高温熔分过程中砷的行为特性进行了研究.结果表明,直接还原过程中,砷脱除率较低,只有26.0％左右,升高温度、提高配碳量和炉料碱度均不利于砷的脱除,而延长还原时间可促进砷的脱除.在保证球团金属化率的基础上,在还原温度1300℃、C/O比1.2、碱度0.6、还原时间30 min的最优条件下,还原后球团内砷含...     

高砷锌烟灰脱砷研究

以高砷锌烟灰为原料,采用低温硫酸化焙烧工艺,使烟灰中的砷以As_2O_3形式挥发逸出,经收尘系统收集。锌、铟、锗等有价金属在焙烧过程中转变为硫酸盐,实现了与砷的分离。考察了硫酸用量、温度、焙烧时间对脱砷的影响。结果表明,硫酸用量1.2倍理论量,温度300℃,焙烧时间3 h,焙烧过程砷的脱除率达78.28%。焙砂浸出时进入溶液中的少量砷与溶液中同时被浸出的少量铁一起通过氧化水解形成砷铁渣沉淀。砷铁渣与原矿混合后再经硫酸化焙烧,砷的脱除率达70.39%。     

铜电解精炼液净化脱砷新工艺

电解精炼铜过程中,粗铜中的砷不可避免地溶解到电解液中,进而影响精炼铜效率.由于铜精炼电解液是酸性体系,常用的萃取法和化学沉淀法很难在该环境中取得理想效果.现有电解精炼厂大多选用电沉积法,以牺牲电耗的方式降低电解液中的砷浓度,然而这种方式能耗大、沉积效率低.通过模拟现有电沉积脱砷工艺,发现当铜电解精炼液中铜浓度降至10 ...     

高砷铅阳极泥预脱砷研究

采用一种新的高效碱性脱砷剂A, 用全湿法流程对高砷铅阳极泥进行预脱砷; 考察了浸出时间、液固比、浸出剂浓度、阳极泥粒度以及浸出温度等对脱砷效果的影响; 在最佳脱砷条件下As、Sb、Pb的浸出率分别为96.32%, 9.04%与13.15%, 脱砷后的阳极泥含砷0.28%。脱砷后液采用石灰乳可将61.7%的As从溶液中沉淀脱除。     

还原焙烧—磁选工艺回收马拉维某钛粗精矿中的钛和铁

由于马拉维钛铁矿资源中铁和钛矿物关系复杂,用常规的重选、磁选和电选方法难以直接分离,不能选出合格的钛精矿,仅能获得低品级的钛粗精矿。本研究用MLA(矿物定量自动检测系统)和SEM(扫描电镜)等测试手段对钛粗精矿进行了工艺矿物学研究,研究结果表明,该钛粗精矿中钛赤铁矿和赤铁矿合计含量为16.33%,钛铁矿含量为79.49%,由于钛与铁呈固溶分离或氧化蚀变形成了钛赤铁矿,导致钛粗精矿中钛、铁难以有效分离,因此,采用焙烧工艺将赤铁矿还原成磁铁矿,利用磁铁矿与钛铁矿的磁性差异特征进行磁选分离,有效回收利用钛粗精矿中的铁和钛。钛粗精矿经过还原焙烧—磁选工艺处理后获得铁精矿和钛精矿,铁精矿中Fe含量为56.71%、回收率13.50%,钛精矿中的TiO2含量为49.10%、产率为65.57%、回收率为77.57%。该试验使钛粗精矿中钛铁矿与赤铁矿得到高效分离,为马拉维钛铁矿资源高效综合回收利用提供了技术途径。     

炼铅氧气底吹炉烟灰浸出液中脱除砷铜研究

为除去炼铅氧气底吹炉烟灰浸出液中的砷和铜, 采用水浸出炼铅氧气底吹炉烟灰、氧化-共沉淀法对浸出液进行除砷、铜, 考察了pH值、H₂O₂用量、聚合硫酸铁用量、反应时间对金属脱除率的影响。试验结果表明, 在100 mL二次浸出液中加入30%的H₂O₂溶液3 mL, 氧化5 min; 再加入10%聚合硫酸铁溶液2.5 mL, 反应5 min; 加1 mol/L NaOH调整溶液pH=6.0, 反应60 min, 除杂效果最好, 砷、铜脱除率分别达99.99%、99.17%。     

臭葱石沉淀法脱除铜烟尘中的砷

以高砷铜烟尘的浸出液为研究对象,采用臭葱石法沉砷,研究了初始pH值、温度、氧气流速对沉砷过程的影响。实验结果表明:在Fe/As摩尔比1.5、初始pH=4、温度90℃、氧气流速80 L/h条件下,沉砷率和沉铁率分别为91.24%和77.92%,沉砷渣中As、Fe含量分别为28.94%和25.04%。实验所得臭葱石颗粒尺寸较大、晶体结构稳定。     

含碳球团还原熔分综合利用硼铁精矿新工艺

基于硼铁矿资源综合利用的现状和转底炉珠铁工艺的基本特点, 提出了含碳球团还原熔分综合利用硼铁精矿的新工艺。在实验室条件下, 以硼铁精矿和碳质还原剂为原料, 系统研究了焙烧温度、配碳量(C/O摩尔比)、还原剂种类、熔融保持时间等因素对球团还原熔分过程的影响, 以及熔分产物的基本特性。试验结果表明: 焙烧温度过高或过低均不利于熔分; 提高配碳量有助于缩短还原熔分时间; 煤灰熔点对熔分有较大影响; 随着熔融保持时间的延长渣中FeO含量降低。优化的工艺参数为: 以无烟煤为还原剂, 配入量为C/O=1.2, 焙烧温度为1 400 ℃, 焙烧时间为15 min。此时, 渣铁分离彻底, 得到含硼元素0.065%的纯净珠铁和B₂O₃品位为20.01%的富硼渣, 珠铁中铁的收得率在96.5%以上, 富硼渣中硼的收得率在95.7%以上。经缓冷处理, 富硼渣主要由遂安石和橄榄石两相组成, 活性达86.46%。含硼珠铁和富硼渣分别是钢铁和硼化工工业的优质原料, 该工艺可为我国低品位硼铁矿的综合利用提供一种新思路。