高炉瓦斯泥碳热还原脱锌研究*

利用碳热还原方法,开展了高炉瓦斯泥焙烧脱锌实验研究。研究结果表明,碳热还原焙烧高炉瓦斯泥可有效脱除高炉瓦斯泥中的锌。最佳工艺条件为：焙烧温度为1 423 K,焙烧时间为180 min,物料粒径为9.5～10.5 mm。在最佳工艺条件下,高炉瓦斯泥脱锌率达99.2%,焙烧剩余渣中锌质量分数低于0.15%,可返回高炉使用。     

高炉瓦斯泥脱锌技术现状探讨

高炉瓦斯泥含碳、铁较高,含有害杂质锌、硅、铝、硫等亦较多。直接返回利用,不但降低高炉利用系数,还会因锌的循环富集,导致炉况不顺并降低高炉使用寿命。文章总结了高炉瓦斯泥的利用现状以及当前国内对含锌高炉瓦斯泥回收处理技术的现状。     

转炉尘泥含碳球团还原动力学研究

在1473~1573K的N2保护气氛下,通过还原失重实验研究了转炉尘泥所制含碳球团的还原特性.结果表明,还原得到的金属化球团全铁(TFe)在67%以上,金属化率(ηFe)在72%以上,可以作为高炉冶炼的原料;转炉尘泥所制含碳球团在0~100s时间内,反应分数受温度影响较小,在100s以后,受温度的影响逐渐增大,温度越高其值越大,转炉污泥球团还原反应分数随温度的变化更明显,反应结束时间在500s左右,比转炉细灰球团要早大约100s.含碳球团还原速度可由Mckwan方程所表达,还原速度由界面或局部反应控制.根据Arrhenius方程可以计算得出转炉细灰含碳球团的还原反应活化能为74.64kJ/mol,转炉污泥含碳球团的还原反应活化能为77.48kJ/mol.     

FAAS连续测定高炉炉料中氧化钾、氧化钠和锌

分别选用氧化钾、氧化钠、锌的次灵敏线769.9、330.3和307.6 nm,以空气-乙炔火焰原子吸收光谱法对高炉炼铁炉料用含铁尘泥中高含量的氧化钾、氧化钠、锌的测定进行了研究,通过实验得到仪器最佳工作条件,从而建立了火焰原子吸收光谱法测定高炉炼铁炉料用含铁尘泥中高含量的氧化钾、氧化钠、锌的分析方法。本方法准确、简便、快速。用该法对已知结果结晶器保护渣、除尘灰、消泡剂等试样进行了测定,测定结果与ICP-AES法测定结果相符。     

弱氧化性气氛下尘泥含碳球团的还原动力学

在1348~1573 K温度范围内,在弱氧化性气氛下还原尘泥含碳球团,通过动力学实验和还原机理分析,得出影响尘泥含碳球团还原速度的限制性环节为界面反应或局部反应,反应活化能为111.66 kJ/mol,还原速度可由Mckewan方程1-(1-R)1/3=kt表达. 随温度升高,反应速率增大,金属化率和脱锌率提高,金属化率和脱锌率1573 K时最高,分别为79.92%和97.83%, 1348 K时最低,仅为60.17%和75.25%.     

铅渣合并焙尘常压浸出回收锌的研究

针对氧化锌烟尘浸出后所产铅渣含锌过高的问题,研究利用焙尘浸出的Fe³⁺离子来回收铅渣中的锌。通过采用一段先对焙尘浸出,二段补酸后加铅渣继续浸出的浸出方式,在一段焙尘浸出液固比5∶1 mL/g,二段补加60 g/L的酸后加入焙尘浸出渣1.2倍量的铅渣继续浸出,反应温度85℃,反应时间2 h的条件下,能有限浸出铅渣中的锌,锌的浸出率可达87%～88%,铅渣含锌降低至4.5%左右。     

锌精矿氧化焙烧与酸化焙烧工艺互补探讨

将锌精矿氧化焙烧产生的沸尘（锅炉尘和旋风分离器尘）掺入酸化焙烧锌精矿中，在酸化焙烧炉中再次焙烧，以取消沸尘的二次焙烧，降低环境污染和生产成本。通过理论计算和在生产过程中的摸索，选择15％～20％的配入比例和适当的操作条件，确保了酸化焙烧的正常进行和所产酸化焙砂的质量。     

高炉瓦斯泥中有价金属锌和铋的回收利用

以高炉炼铁瓦斯泥为原料，采用湿法浸取回收其中的有价金属锌、铋以制备氧化锌和氯氧化铋。考察了一些主要因素对锌、铋浸取过程的影响，确定了浸取的最佳工艺条件。锌浸取过程最佳工艺条件：浸取温度50℃，氨水质量浓度0．1406g／mL，碳酸氢铵质量浓度0．0998g／mL，液固比3mL／g，浸取时间120min。铋浸取过程最佳工艺条件：浸取温度50℃，硫酸质量浓度0．1292g／mL，氯化钠质量浓度0．0361g／mL，液固比8．2mL／g，浸取时间60min。在此条件下，锌、铋的收率分别为70．0％和72．0％，产品氧化锌、氯氧化铋的质量分数分别达98％和92％以上。开发出一种从钢铁冶金企业瓦斯泥中回收利用有价金属锌和铋的二次资源综合利用的方法。     

锌精矿沸腾焙烧过程中砷锑杂质的脱除

在低温氧化焙烧、高过剩空气系数高温氧化焙烧、低过剩空气系数高温氧化焙烧3种不同的条件下,对锌精矿沸腾焙烧过程中砷锑杂质的脱除率进行比较,发现在较低过剩空气系数高温氧化焙烧的前提下,采用焙烧温度为1 170~1 200℃、焙烧强度为7.0 t(干矿)/(m2.d)、炉底鼓风量为7 300~7 620 m3/h的操作条件对锌精矿进行高低过剩空气系数交替高温氧化焙烧,砷的脱除率达到68.5%以上,锑的脱除率达到69%以上。     

选煤厂末煤脱泥工艺改造优化与实践

选煤厂煤炭洗选过程中若混入大量的煤泥不仅会增加洗选介质消耗量而且会降低后续主洗选系统工作效率。针对选煤厂末煤脱泥效果不佳问题,从调节脱泥筛喷水、稳定脱泥筛筛后冲水水压、优化脱泥筛筛缝、增加物料在筛面上停留时间以及对选用材质更为优良筛板等方式对末煤脱泥工艺进行优化。现场应用后,末煤脱泥效率得以有效提升,洗选介质消耗量由1.8 kg/t减少至1.3 kg/t,煤炭洗选效率得以有所提升。研究成果可为其他选煤厂末煤脱泥工艺优化提供经验借鉴。     

超声萃取分离瓦斯泥硫酸浸出模拟液中的铟铁离子

采用探头超声和震板超声两种强化工艺萃取分离高炉瓦斯泥硫酸浸出模拟液中的铟和铁离子,通过与传统溶剂萃取工艺比较,得出超声强化可在保证较高铟萃取率和反萃率的同时,明显缩短萃取和反萃时间,提高萃取效率. 其中,震板超声较适合铟离子的萃取过程,探头超声较适合铟离子的反萃过程. 采用两种超声强化工艺萃取分离瓦斯泥硫酸浸出模拟液中铟、铁离子的适宜工艺条件为：硫酸浓度1 mol/L,震板超声萃取1 min,铟萃取率达96.5%,铁萃取率为8.5%;盐酸浓度2 mol/L,探头搅拌反萃2.5 min,铟反萃率达71%,铁反萃率为3.8%.     

合成渣中碳还原高炉粉尘的发泡特性参数

测定了高炉粉尘在合成渣中被碳还原时,内生气源产生泡沫渣的高度与时间的关系. 通过发泡特性参数方程并由实验数据确定了不同条件下的发泡特性参数,从而实现了对内生气源发泡过程进行定量描述.     

高炉渣中铝、铁的浸出研究

以钢铁厂高炉渣为原料,采用酸浸法和助浸法研究铁、铝浸出率.结果表明:高炉渣为非晶相玻璃体结构,当H2SO4浓度5 mol/L;酸渣比20:1;反应时间60 rmin,反应温度100℃时,高炉渣中铁、铝的浸出率为30.59％.添加助溶剂Na2CO3有助于提高高炉渣中铁、铝浸出率,在Na2CO3/高炉渣质量比为0.3时,铁、铝的浸出率为46.87％,此时,高炉渣晶体结构改变,表面凹凸不平并粘附不同形状的细小颗粒,吸附性孔道增多,利于混凝吸附的进行,并进一步提出强化浸出建议.     

高炉瓦斯灰含碳球团粘结剂研究

在掌握高炉瓦斯灰和粘结剂特性的基础上,通过测试生球、干球和焙烧后球团的抗压强度和落下强度,实验考察单一粘结剂和复合粘结剂对高炉瓦斯灰含碳球团强度的影响. 结果表明,加入淀粉类粘结剂能改善球团的低温强度,生球的抗压和落下强度分别达到72 N/个和5.9次/0.5 m;干球的抗压和落下强度分别达到58 N/个和4.3次/0.5 m;但焙烧后球团的抗压强度相对较低. 加入水玻璃含硅类粘结剂能改善其高温强度,焙烧后球团抗压强度最高达到1764 N/个,但生球和干球的强度较低,达不到生产要求. 加入玉米淀粉和水玻璃组成的复合粘结剂后球团强度的改善效果更明显,生球的抗压和落下强度最高达到60 N/个和5.5次/0.5 m;干球的抗压和落下强度达到55 N/个和3.4次/0.5 m;焙烧后球团的抗压强度最高达到1958 N/个.     

变压吸附法回收高炉气中CO的研究

采用载铜吸附剂进行了变压吸附回收高炉气中CO的工业侧线试验 ,考察了载铜吸附剂与 5A分子筛分别用于回收高炉气中CO时的产品纯度和CO的回收率 ,试验结果表明 ,载铜吸附剂对高浓度N2 中的CO有很好的选择性 ,其性能优于 5A分子筛。从技术经济角度分析了两步变压吸附法应用于高炉气中CO回收的可行性、环境效应和经济效益。     

Optimal Recovery of Iron Values from a Low Grade Iron Ore using Reduction Roasting and Magnetic Separation

A low grade iron ore containing 51.6% Fe, 17.6% SiO₂, 4.3% Al₂O₃, and 3.8% LOI was subjected to reduction roasting followed by low intensity magnetic separation studies. The phase transformation of hematite into magnetite and fayalite due to reduction roasting was investigated using reflected microscope and X-ray diffraction (XRD) techniques. The effects of reduction variables such as reduction time (40?175 min), temperature (750?1000°C), and reductant dosage (3?11%) using activated charcoal were studied. The process was optimized by using central composite rotatable design (CCRD) and response surface methodology. Iron grade from 59?66% with recovery of 9.5?87% was achieved using CCRD experiments. Model equations were developed both for Fe grade and recovery and then optimized within the bounds of experimental conditions. The program predicted 63.3% Fe with 79% recovery with the following optimum conditions: temperature: 950°C, time: 53.04 min, and reductant: 3%.     

利用平炉红尘生产磁性材料用Fe2O3的研究

本文研究了利用平炉炼钢红尘生产磁性材料用Ｆｅ２Ｏ３的方法及工艺,与传统方法相比,本法原料简单易购,生产工艺独特,具有较高的经济效益和社会效益。     

还原-磁选不锈钢酸洗污泥中的金属

以石墨粉为还原剂,与不锈钢酸洗污泥混合煅烧,再进行磁选,回收酸洗污泥中的金属. 结果表明,在还原温度1350℃、保温时间300 min、配碳比为1.2(碳与污泥质量比为11.8:100)时,酸洗污泥中Fe, Cr和Ni的回收率分别为92.7%, 86.7%和93.6%;酸洗污泥经还原-磁选后Cr和Ni含量分别降到0.07%和0.04%,达到了国家排放标准.     

CaF2含量对熔融态高炉渣微晶玻璃析晶及性能的影响

利用液态高炉渣为主要原料,采用熔融法制备了微晶玻璃.借助DSC、XRD、SEM等分析测试方法研究了CaF2含量对高炉渣微晶玻璃析晶及性能的影响.试验结果表明,CaF2能够有效降低微晶玻璃的形核析晶温度,促进微晶玻璃析晶.微晶玻璃中晶体含量随着CaF2含量的增加而增加.当CaF2含量小于4％时,微晶玻璃的晶相为透辉石、普通辉石和钙镁黄长石;当CaF2含量大于4％时,析出了新晶相枪晶石.最终确定CaF2的最佳添加量为6％,此时微晶玻璃结晶度高,平均晶粒粒度100 nm,体积密度2.81 g/cm3,吸水率0.04％,耐酸腐蚀性98.92％,耐碱腐蚀性99.98％,抗弯强度173.41MPa.     

粉煤灰酸浸溶液中铁铝离子的萃取分离

采用N503和TBP、正辛醇、煤油组成的复合萃取体系,对粉煤灰酸浸溶液中的铝与铁进行萃取分离,考察盐酸浓度、氯离子浓度、萃取剂比例对Fe3+萃取率的影响,以低浓度HCl溶液反萃负载铁有机相,并通过逆流实验确定最佳工艺条件. 结果表明,采用N503:TBP:正辛醇:煤油=3:1:1:5(j)的萃取体系,在初始铁浓度为0.96 mol/L、铝浓度为0.22 mol/L、萃取相比O/A=2:1条件下,经5级逆流萃取,Fe3+的萃取率大于99.8%,铝几乎没有损失. 用0.01 mol/L HCl溶液作反萃剂,反萃相比O/A=2.5:1,经6级逆流反萃,反萃液中铁浓度达1.8 mol/L. 分析了有机相负载铁前后官能团的红外光谱图.