基于直接还原熔分的赤泥综合利用试验研究

以赤泥、煤粉为主要原料制成含碳球团,通过高温直接还原熔分工艺提取金属铁及其他有价金属,考察了配碳量、时间、温度对还原和熔分的影响。结果表明:煤粉配加量为赤泥量的13.3%,球团金属化率可以达到62%,赤泥球团转底炉直接还原时间控制在40~60min之间,直接还原温度为1200℃左右,赤泥含碳球团达到最佳的还原率,金属化率达到64%。     

配加转炉细灰冷压含碳球团强度性能研究

基于转底炉直接还原工艺,比较了转炉细灰与膨润土、有机粘结剂对含碳球团生球落下强度的影响。发现配加20%转炉细灰与配加6%膨润土造球效果相近,可用其替代膨润土。在含碳球团中配加转炉细灰,通过单因素试验研究了转炉细灰配加量、水分、成型压力、配碳量对生球落下强度的影响,并采用正交试验对影响的程度进行了分析。结果表明:随着成型压力、水分和转炉细灰配加量的增大,生球落下强度先升高后降低;随着配碳量增加,生球落下强度逐渐降低;最佳工艺参数组合为水分15%、压力15MPa、C/O为0.8、转炉细灰配入量为25%。可行性分析认为,在含碳球团中配加转炉细灰是高效利用转炉细灰的可行途径。     

钒钛铁精矿含碳球团直接还原试验

采用正交试验和单因素试验考察还原温度、配碳量(nC/nO)、还原时间对某钒钛磁铁矿精矿直接还原的影响。结果表明,影响含碳球团金属化率的主次因素依次为还原温度、配碳量、还原时间。优化工艺参数为:还原时间35min、还原温度1 350℃、配碳量1.25、水分9%、成型压力12MPa、黏结剂加入量0.4%,此工艺条件下含碳球团的金属化率达91.77%,还原后球团的主要物相组成为金属铁。     

锌灰直接法生产高纯氧化锌技术研究

为了提高直接法氧化锌的纯度和锌灰中锌的挥发率,采用单因素实验法对锌灰还原工艺条件、金属锌氧化工艺条件和初粉收集时间等技术参数进行优化研究,系统分析了各主要技术参数对氧化锌纯度和锌灰中锌挥发率的影响。结果表明:在给定的工艺条件下可以生产出纯度达到99.7%的高纯氧化锌产品,且锌灰中锌的挥发率可以达到99.5%以上。确定的适宜技术参数:还原室进气量为3.6 m~3/h,还原温度为900℃,还原时间为150 min,块煤粒度为0.45～0.50 cm,锌焙砂、块煤与水质量混合比为1∶0.85∶0.15,氧化温度为1 300℃,氧化室进气量为17 m~3/h,初粉收集时间为10 min。     

转底炉煤基直接还原铁矾渣回收铁锌联合工艺

开发了转底炉内铁矾渣含碳球团直接还原—熔分回收铁、烟气回收次氧化锌的联合工艺,研究了工艺参数对铁矾渣中铁和锌综合回收的影响。最佳工艺条件为:碱度2.5,配碳比1.4,还原温度1 300℃,还原时间30min,金属化率达到98.47%,铁回收率为95%,在还原阶段锌的挥发率达到94%,熔分结束锌的挥发率接近100%。在最佳工艺参数下进行了Φ3.0 m转底炉中试试验,得到全铁含量44.50%,金属铁含量34.71%,金属化率78%的金属化球团,锌挥发率达到92%。     

含锌电炉粉尘处理的扩大性实验

分析研究了运用配碳球团的直接还原技术处理的电炉粉尘,并完成了实验室扩大性实验;得到了还原焙烧法的合理工艺条件,即碳过量系数为12,还原温度为1〖KG-*9〗150 ℃,料层厚30 mm,加热时间60 min。还原后的球团为半金属化球团,其w(TFe)为50%左右,最高可达54.7%;金属化率60%～70%,最高可达88%;收集的粉尘含氧化锌达90%以上,球团中锌的还原挥发率大于90%,说明用配碳球团的直接还原技术处理含锌电炉粉尘是成功的。     

自然碱度铁矾渣含碳球团回收铁研究

铁矾渣是湿法炼锌过程中沉铁工艺产生的固态废渣,含有一定量的Fe和其它有价金属元素。为了回收铁矾渣中的Fe,开发了铁矾渣含碳球团转底炉直接还原-熔分工艺。通过自然碱度铁矾渣配加煤粉的方式进行直接还原,研究了不同工艺参数对铁矾渣中Fe回收的影响,并进行转底炉中试试验,取得良好效果。最佳工艺条件:还原温度1 100℃,还原时间30 min,wC/wO=1.2,此条件下铁矾渣含碳球团金属化率达到90.6%。中试试验金属化率为75%,铁的综合回收率达到85%。     

赤泥预还原球团的熔分

为了实现赤泥资源高附加值化综合利用,通过高温模拟试验对赤泥含碳球团还原焙烧-熔分过程进行研究。将赤泥含碳球团在1 200℃下进行还原焙烧,并结合相图分析,向粉碎后的焙烧球团中添加一定比例的CaO、Al_2O_3进行调质和熔分。结果表明,赤泥含碳球团在1 200℃下还原12min后金属化率可达91.3%,还原效果良好;在1 450℃下进行还原熔分,可实现渣铁的有效分离,金属铁收得率可达到90%以上,所得铁水质量符合炼钢要求;熔分渣中w(TFe)可降至0.5%以下,渣中主要物相为12CaO·7Al_2O_3、CaTiO_3和2CaO·Al_2O_3·SiO_2,通过熔点性能测试试验,熔化性能符合钢液脱硫条件。     

氧化锌球团还原的机理研究

采用等温法研究了纯氧化锌配加石墨碳粉制成含碳氧化锌球团的还原动力学 ;考察了坩埚尺寸对氧化锌还原的影响 ;并研究了铝浴条件下对含碳或不含碳氧化锌球团还原的影响。结果表明 :根据Arrhenius方程计算出 ,当碳气化反应和界面还原反应为限制环节时 ,在 12 73～ 14 2 3K下其活化能分别为 3 7 615kJ/moL和 43 192kJ/moL ,碳还原氧化锌的还原速度由气相扩散所控制 ,12 73～ 14 2 3K下其活化能为 46 5 48～ 5 3 2 80kJ/moL ,含碳球团在大坩埚中的还原速度快 ,有铝浴存在的还原速度快 ;在 12 73～ 15 2 3K下铝浴与氧化锌球团 (不含碳 )基本不发生还原反应     

钒钛磁铁矿含碳球团直接还原试验研究

基于转底炉直接还原工艺,通过正交试验,研究了配碳量、还原温度、还原时间对钒钛磁铁矿含碳球团金属化率的影响,并对其影响规律进行了分析。结果表明:配碳量是影响金属化率最重要的因素,还原时间次之,还原温度的影响不显著。在配碳量为1.0、还原温度为1 350℃、还原时间25 min的工艺条件下,金属化率最高为94.59%。     

电炉粉尘锌元素回收利用基础分析

通过对电炉粉尘进行化学成分、物相结构、粒度组成、颗粒形貌等基础物性进行分析,可知电炉粉尘中锌元素主要以铁酸锌(ZnFe2O4)形式存在,相较于ZnO而言ZnFe2O4不易还原,给电炉粉尘中锌的回收造成了困难。采用ZnO和Fe2O3化学纯试剂制备纯ZnFe2O4,通过XRD、DSC和SEM- EDS等方法对ZnFe2O4的碳热还原机理进行分析,探讨了温度和还原剂种类对ZnFe2O4碳热还原的影响。结果表明,ZnFe2O4的碳热还原分为3个阶段,即ZnFe2O4分解段、氧化锌还原段和铁氧化物还原段,第1阶段主要为ZnFe2O4的分解反应,第2阶段主要为ZnO的还原反应,并伴随少量铁氧化物的还原反应,第3阶段主要为铁氧化物还原和碳气化反应;在反应初期,煤粉转化率大于石墨,而在反应后期则相反。     

直接还原回转窑协同处理含锌固废技术及应用

研究了直接还原回转窑实现含锌固废协同处理的工艺技术。对固废中的含锌化合物的还原及分离理论进行了研究,在回转窑内,只要满足温度T＞1 500 K、气氛还原φ(CO)＞70%条件,就能实现锌从废渣中还原分离出来,同时废渣中的铁也能够被还原,得到回收利用。在某海绵铁生产厂的回转窑上进行了试验验证,得到含锌20%(质量分数)的富锌灰,锌渣中95%(质量分数)以上的铁作为副产物进入到海绵铁中。试验结果表明,协同处理在不影响直接还原生产海绵铁工艺的前提下,实现了含锌固废的综合利用,此次试验中烟气的含硫量成为限制环节,含锌固废的最大配加量以2%为宜。     

选择性絮凝浮选法处理某低品位硫氧混合铅锌矿选矿试验研究

云南某特大型硫氧混合铅锌矿原矿因深度泥化,预先脱泥造成大量金属流失、直接硫化-胺法浮选很难富集,针对以上特性,在工艺矿物学分析的基础上在浮选过程中加入分散剂腐殖酸钠+LA处理硫化锌浮选尾矿矿浆,再加入高效的选择性絮凝剂KN絮凝细泥,絮凝沉降后的精矿再加入硫化钠及胺类捕收剂进行硫化-胺法浮选,使用该方法处理原矿含铅2.21%、含锌7.71%的硫氧混合铅锌矿可获得较优的选矿指标,其中氧化锌精矿品位达35.26%,硫化锌和氧化锌总回收率达81.26%,该指标优于国内同类型氧化铅锌矿山,为矿山下一步技术改造提供了夯实的科学依据。     

低品位氧化锌矿石铁还原度对硫酸浸出锌的影响

研究了低品位氧化锌矿石的微波还原焙烧—硫酸浸出锌,考察了微波功率、活性炭粉加入量和微波加热时间对矿石中铁还原度及铁还原度对锌、铁浸出率的影响。结果表明:低品位氧化锌矿中铁的还原度随微波功率、活性炭粉加入量和加热时间的增大而增大,锌浸出率随铁还原度的增大而升高;铁还原度控制在60%以下,用质量浓度为80g/L的硫酸溶液浸出,锌浸出率为85.36%,铁浸出率为33.75%。     

含硅酸锌矿类锌资源利用现状

从硅酸锌物化性质的角度,总结分析了国内外含硅酸锌矿类锌资源利用现状,使用单一火法处理还原效率低,能耗高。强酸强碱浸出液浓度高,在浸出锌的过程中大量杂质也被同时浸出,对后续提锌除杂不利。氧化锌在氨浸提锌的过程中,杂质很少被浸出,根据氨对氧化锌这一选择性浸出特性,为提高锌资源中硅酸锌的利用率,建议采取焙烧矿相转化的方式先将硅酸锌矿转化为氧化锌物相,然后采用氨法浸出提取锌的技术路线,并对该技术路线需要开展的主要研究工作进行了分析。     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难,提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺,分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧,直接产出富集了金的金属锑,同时产出硫化锌,再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理,证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前,主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应,生成Sb₂O₃;当温度高于800 ℃时,Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分,在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%,且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率,其中锑品位为92.06%,金含量达134×10^-6,金回收率为87.82%,同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%,验证了工艺的可行性,新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。     

锌精矿中锌的快速测定

建立了锌精矿中锌测定的新方法。对共存离子的影响、掩蔽剂的选择、掩蔽剂的用量以及锌标准加镉同收实验、样品加标回收实验进行了探讨。结果表明,在pH5—6的溶液中选择碘化钾为掩蔽剂,碘化钾的用量大于5g镉才能掩蔽完全,锌标准加镉回收实验当镉量小于5mg时锌回收率达99．9％～100．9％,样品加标回收实验锌同收率在98％以上。该方法适用于锌精矿及含镉锌矿中锌的测定,结果与借助极谱仪测定的结果相一致。     

湿法炼锌中铟的回收工艺

闪锌矿中的铟主要以硫化铟的形态存在。湿法炼锌过程中大部分铟富集到氧化锌中,氧化锌中铟的回收主要有酸性浸出上清液锌粉置换渣提铟工艺和上清液直接萃取工艺。他们的主流程中都包括了萃取、反萃、反萃液锌片置换、海绵铟熔铸、电解工序,最大不同在于后一种工艺减去了上清液和置换渣浸出工序。生产实践表明,直接萃取工艺铟回收率提高了23％,加工费降低了4．5万形t铟。     

铅烟化炉次氧化锌生产电锌的工艺研究

进行了焙烧脱氟氯-酸浸-氧化除杂-电解工艺处理铅烟化炉次氧化锌的研究。试验结果:锌直收率87．02％,回收率89．25％,阴极锌质量100％达0~#锌品级。