电炉渣在NH4Cl溶液浸出过程的自阻模型

针对电炉渣在NH4Cl溶液中的浸出过程,重点研究了电炉渣粒径、浸出温度、浸出时间和NH4Cl浓度对Ca2＋浸出率的影响规律,并建立了带有自阻系数的反应过程动力学模型.结果表明,电炉渣中钙离子的转化率随着浸出温度和氯化铵浓度的增大而增大,浸出反应过程的自阻系数为1.0307-1.0617,反应过程的活化能约为15.046 kJ/mol,表明该实验条件下电炉渣在氯化铵溶液中的浸出反应过程控速机制为扩散控速.     

从贫化电炉渣浮选尾砂中氨浸铜的动力学研究

研究了采用(NH4)2CO3-NH3·H2O体系从湖北大冶某冶炼厂电炉渣浮选尾砂中浸出铜,考察了炉渣粒度、浸出温度、氨水浓度、固液质量体积比、碳酸铵用量、搅拌速度等因素对铜浸出率的影响。试验获得从电炉渣浮选尾砂中浸出铜的最佳条件为:炉渣粒度0～0.045mm,浸出温度80℃,氨水质量浓度70g/L,固液质量体积比1∶10,碳酸铵用量1.5g,搅拌速度500r/min。浸出过程前、后期受固膜扩散控制,浸出中期受扩散与化学反应共同控制。     

硅热还原炼镁中固体废渣的氨浸提钙

为处理硅热还原炼镁产生的大量含钙固体废弃物,提出了"氨浸提钙—碳化固钙"的工艺路线,可以实现镁渣的资源化利用.本文以NH4 Cl溶液作浸出剂,考察了浸出温度、浸出时间、液固比、NH4 Cl质量分数和镁渣粒度对渣中钙的浸出效果的影响.结果表明,反应温度越高,镁渣粒度越细,钙的浸出率越高.此外,增大液固比和提高NH4 Cl...     

从钒渣中浸出钒的宏观动力学研究

针对攀枝花某企业产出的钒渣,以碳酸氢铵水溶液为浸出剂,研究了从钒渣中浸出钒的宏观动力学,考察了搅拌速度、反应温度、浸出剂质量浓度和颗粒粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒浸出过程遵循"未反应收缩核模型",反应主要受固体产物层扩散控制;钒浸出率随液固体积质量比增大、搅拌速度增大、反应温度升高及浸出剂质量浓度增大、颗粒粒度减小而提高。根据试验数据,建立了宏观动力学模型,求得反应表观活化能E=18.0kJ/mol,指前因子A=0.713,确立了宏观动力学方程。     

电炉不锈钢渣硅热法在线还原解毒的工业试验

由于电炉不锈钢的冶炼工序特点,渣中铬含量较高,存在Cr6+浸出风险。在电炉不锈钢冶炼末期,利用硅热法对渣液层进行在线还原解毒,可有效降低渣中重金属氧化物含量,渣中w(Cr2O3)从6.10%降至0.79%,还原解毒率最大可达到87.1%。解毒后电炉渣中作为Cr6+主要赋存相的钙铬石(Ca Cr O4)消失。经毒性浸出检测,其总铬浸出量降至0.08 mg/L,Cr6+浸出量降至0.01 mg/L以下,均明显低于国家堆存限值和利用限值,可实现不锈钢EAF渣的安全排放及后续资源化利用。     

金川公司钴的回收

金川铜镍硫化精矿含钴0.16%。在现有的电炉熔炼、转炉吹炼过程中,钻有30%进入高冰镍,70%进入转炉渣。目前,转炉渣返回电炉熔炼,钴在电炉与转炉渣之间循环,大部分钻最终进入电炉渣中,使电炉渣含钴高达0.06%,造成钴大量损失,全厂钴的冶炼回收率还不到30%。     

高铝中钛高炉渣脱硫的动力学机制

 以现场高炉渣化学成分为基准,利用纯化学试剂制备试验渣样,研究了高铝中钛型高炉渣脱硫的动力学过程,确定了其脱硫的动力学参数。结果表明,当反应温度一定时,铁水中硫含量w(［S］)随脱硫反应时间的延长而降低。试验条件下,高铝中钛渣脱硫过程属于二级反应,其限制性环节是硫在熔渣中的扩散。熔渣中硫的传质系数βS随着温度的升高而增大,硫在熔渣中的扩散活化能ED为127.03kJ/mol。     

search of stainless steel slag property and risk assessment on resource reclamation

针对不同工序不锈钢渣进行基础性能研究,应用化学分析、X射线衍射、扫描电镜、固体废弃物毒性浸出方法对不锈钢渣的成分、矿物组成及元素浸出特征进行分析。研究表明,不锈钢渣中主要矿物为Ca2SiO4;其中,电炉渣碱度最低,金属含量略高;LF渣、AOD渣和转炉渣性质类似,碱度高,易粉化为较小颗粒。电炉渣中铬浸出量远远高于其它渣种,存在一定浸出风险,故考虑其资源化利用的环境安全性,此类不锈钢渣应妥善处置。     

不锈钢渣基础性能研究及资源化利用风险评价

针对不同工序不锈钢渣进行基础性能研究,应用化学分析、X射线衍射、扫描电镜、固体废弃物毒性浸出方法对不锈钢渣的成分、矿物组成及元素浸出特征进行分析。研究表明,不锈钢渣中主要矿物为Ca2SiO4;其中,电炉渣碱度最低,金属含量略高;LF渣、AOD渣和转炉渣性质类似,碱度高,易粉化为较小颗粒。电炉渣中铬浸出量远远高于其它渣种,存在一定浸出风险,故考虑其资源化利用的环境安全性,此类不锈钢渣应妥善处置。     

高钙钒渣空白焙烧碳酸化浸出工艺研究

针对高钙高磷钒渣钙含量高,现有提钒工艺难以有效提钒的现状,采用空白焙烧-碳酸化浸出工艺进行了试验研究,并采用响应曲面法进行了优化。考察了高钙钒渣中CaO/V₂O₅(质量比)、焙烧温度、焙烧时间、浸出搅拌速度、浸出温度、浸出时间和碳酸钠溶液浓度等条件对高钙钒渣中钒浸出率的影响。结果表明：钒渣中的CaO/V₂O₅(质量比)=0.6、899℃钙化焙烧160 min,熟料在浸出温度95℃、浸出时间140 min、碳酸钠浓度168 g/L、搅拌速度为300 r/min等条件下浸出,钒浸出率平均为92.22%。相比于传统的提钒工艺,空白焙烧碳酸化浸出工艺对于高钙钒渣具有钒浸出率高的优势。     

电炉渣资源利用特性及铬的浸出特性

 研究了不锈钢冶炼工艺中EAF渣的资源利用特性和渣中铬的浸出特性,结果表明: EAF渣呈碱性,渣中物相主要有Ca2SiO4、Ca3Mg(SiO4)2、MgCr2O4等,值得关注的Cr2O3质量分数为2.92%,具有较高的回收价值,但是渣中的金属元素基本上均匀分布在各粒度段中,因此其回收利用具有一定的困难。钢渣中铬的浸出测试结果表明：EAF渣中的铬在去离子水中浸出量与钢渣粒径成反比,与反应时间、液固比成正比,电磁搅拌改善了浸出的动力学条件,有利于铬的浸出,浸出液中的Cr(Ⅵ)占浸出总铬的50%以上。在酸性情况下,浸出铬的质量增加,但均以毒性较小的形态存在。     

钢渣中钙镁离子的选择性浸出行为

钢渣富含大量的碱性氧化物,是CO₂矿化的潜在廉价原料。以乙酸作为浸出剂,探究了钢渣颗粒粒度、浸出温度、时间、固液比和乙酸浓度对钢渣中主要元素钙、镁、铁、硅溶出行为的影响。试验结果表明钢渣颗粒粒径的降低、乙酸浓度的提高均能有效促进钙、镁离子的浸出,同时也发现延长浸出时间反而会带来铁、硅离子浸出率的降低。在乙酸浓度为1 mol/L、浸出温度为80 ℃、浸出时间为90 min、固液比为1∶20的条件下,能够实现钢渣中钙、镁离子的选择性高效浸出,其最高浸出率达到了92%和52%,而铁离子、硅离子为29.5%和15.9%。浸出渣的物相分析表明经乙酸浸出后滤渣中主要的物相为RO相与磁铁相,这意味着乙酸酸浸不仅能够高效浸出钙、镁,其浸出液能够作为CO₂间接矿化的原料,而且浸出后得到的滤渣中富含含铁相,可以作为优质的炼铁原料。     

Treatment of a Nigerian covellite ore. Part I: Dissolution kinetics study by ammonia solution

In the present work, the leaching kinetics of covellite ore in ammonia solution was studied and the following variables, the solution concentration, reaction temperature and particle size were considered. A kinetics model representing the effects of these variables on the leaching rate was developed and it was ascertained that the leaching rate increases with increasing solution concentration, reaction temperature and decreasing particle size. At optimal conditions, 75.1% of covellite ore was reacted within 120 min and the leaching reaction was diffusion controlled by surface chemical mechanism. The calculated activation energy of 56.98 kJ/mol supported the proposed dissolution process.     

Reaction Kinetics of magnesite ore in dilute ethanoic acid

The leaching of naturally occurring magnesite in dilute ethanoic acid is achieved to optimize the reaction conditions affecting the reaction kinetics. In the current study effect of various reaction parameters (The particle size of ore, concentration of leaching agent, the reaction temperature and rate of stirring) on the dissolution of magnesium carbonate ore with aqueous solutions of acetic acid is probed. It is inferred that the rate of leaching reaction of magnesium carbonate ore in the aqueous solutions of acetic acid rises with a rise in temperature of reaction medium, acetic acid solution strength and decreases with the increase in particle size of the magnesite ore samples. The analysis of kinetic data done by the application of graphical and statistical approaches reveals that the leaching kinetics of magnesite ore in dilute solutions of acetic acid follows a surface chemically controlled mechanism. The calculated value of energy of activation for the dissolution reaction of magnesium carbonate in acetic acid is 46.39 kJ mol^–1.     

铝酸钠粗液氧化铝浓度对熟料溶出过程的影响

以脱硅粉煤灰熟料为原料进行熟料溶出,控制液固比得到不同氧化铝浓度的铝酸钠粗液,通过分析上述粗液在不同溶出时间溶液成分及固相成分的变化规律,研究溶出过程发生的二次反应历程。结果表明,随着氧化铝浓度的升高、溶出时间的延长,铝酸钠溶液中的氧化铝浓度和氧化硅浓度大致呈下降趋势;固相中氧化铝和氧化钠含量呈上升趋势,熟料氧化铝溶出率和氧化钠溶出率呈逐渐下降趋势。对于原硅酸钙含量大于50%的脱硅粉煤灰熟料而言,建议将铝酸钠粗液氧化铝浓度控制在100~120g/L,熟料溶出后浆液的液固分离时间控制在180min以内。在不同初始氧化铝浓度条件下,随着溶出时间的延长,二次反应产物及反应历程随着氧化铝浓度的变化而变化。溶出固相的主要产物为水化石榴石、钠硅渣、原硅酸钙和少量方解石。     

70 t EAF-LF冶炼低、中碳钢快速脱硫的工艺实践

在70 t EAF-LF冶炼20MnSi钢过程中,通过EAF出钢时加石灰400～450 kg和合成渣80-250 kg,控制EAF出钢温度1 580～1 630℃,增加精炼渣量,保证精炼渣碱度为1．5-2．8,吹Ar搅拌流量为180～280 L/min, (TFe)平均≤1．0％,可使钢中平均硫含量由0．060％降至0．015％,精炼时间由30～45 min降低至20-30 min。     

Leaching of silica from vanadium-bearing steel slag in sodium hydroxide solution

The work aims to selectively extract silica from vanadium-bearing steel slag by a leaching process. The effects of the particle size, the ratio of solid to liquid, the concentration of sodium hydroxide solution and the leaching temperature on the leaching behavior of silica from vanadium-bearing steel slag were investigated. The leaching kinetics of silica from vanadium-bearing steel slag in 30-50% w/w NaOH solutions was studied at 240 °C and the shrinking-core model was established to express the leaching kinetics of silica. The data showed that the leaching rate was controlled by the chemical reaction on the system interface and the activation energy for the process was found to be 36.4 kJ mol^− 1. By the leaching process, the majority of silica could be removed effectively from the vanadium-bearing steel slag and a residue with a low SiO₂ content of 4.28% and a high V₂O₅ content of 11.15% was obtained. Under these conditions there was partial dissolution of Al and slight dissolution of Cr, Mn and Ti.     

离子型稀土浸矿过程中渗透性变化规律的试验研究

离子型稀土矿体的渗透性对浸矿工艺和浸矿引起边坡稳定变化具有重要影响,为此,采用室内柱浸试验研究渗流过程离子型稀土渗透性变化规律,通过对比原矿和筛分样的渗透系数变化,探讨了浸矿过程渗透系数的变化机理.研究结果表明:在清水渗流过程中,微颗粒迁移引起渗流稳定时间增长.渗流变化幅度增大,随着水力梯度的增大,流场稳定时间减小.流量变化幅度增加;浸矿过程中,离子吸附和离子交换使渗透系数减小,微颗粒迁移引起渗透系数增加,两种相反的作用同时存在,当水力梯度小于某一临界值时,引起渗透系数变化的主要原因是离子吸附和离子交换,当水力梯度大于某一临界值时,引起渗透系数变化的主要原因是微颗粒迁移,水力梯度增大,微颗粒迁移对渗透系数的变化影响增大;由于原矿级配良好,粒径大小相差悬殊,导致原矿比筛分样流场稳定时间更长.