熔融铜渣天然气还原过程的研究

采用天然气对熔融态铜渣进行还原,通过单因素实验考察了反应温度、碱度、通气量、渣金分离时间对铜渣中铜和铁总收得率的影响.在惰性气氛下,反应温度为1 425℃,熔渣碱度为1.0,天然气过量系数为1.3倍,渣金分离时间为30 min时,渣中铁质量含量降到2.58%,铜含量由0.88%降低到0.03%,铜渣中铜和铁总收率达到94.09%.     

硼铁精矿的碳热还原动力学

为了揭示硼铁精矿的碳热还原机理,以高纯石墨为还原剂,进行硼铁精矿含碳球团等温还原实验,并采用积分法进行动力学分析.还原温度分别设定为1000、1050、1100、1150、1200、1250和1300℃,配碳量即C/O摩尔比=1.0.当还原度为0.1<α<0.8时,温度对活化能和速率控制环节有重要影响:还原温度≤1100℃时,平均活化能为202.6 k J·mol^-1,还原反应的速率控制环节为碳的气化反应;还原温度>1100℃时,平均活化能为116.7 k J·mol^-1,为碳气化反应和Fe O还原反应共同控制.当还原度α≥0.8时(还原温度>1100℃),可能的速率控制环节为碳原子在金属铁中的扩散.碳气化反应是含碳球团还原过程中主要速率控制环节,原因在于硼铁精矿中硼元素对碳气化反应具有较强烈的化学抑制作用.     

钼酸钙直接还原动力学的研究

研究了碳与碳化硅两种还原剂对CaMoO4还原动力学的影响规律。结果表明：碳还原CaMoO4的反应级数为一级，反应表观活化能为197kJ／mol，碳的还原性能由于碳化硅，更适宜还原钼酸钙。     

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。     

铜渣煤基直接还原过程中的铁物相转变

采用直接还原工艺回收铜冶炼渣中的铁,对不同温度下铁物相的转化以及金属铁颗粒的长大规律进行分析。通过对铜渣进行配料造球-煤基直接还原焙烧-弱磁选处理,得到了直接还原铁精矿指标随时间及温度的变化。结果表明,在焙烧温度1 300℃,焙烧时间30 min的条件下得到了TFe质量分数为91.55%、金属化率为92.99%及回收率为82.99%的铁精矿。对不同还原温度下铁精矿分析表明:1 050、1 100、1 150℃均生成了金属铁,但还原度及TFe含量较低。1 200℃时发现有Fe₂C₅及SiC相的生成,形成的CaSiO₃·FeSiO₃液相影响了还原过程。1 250℃时生成了Fe₃C,但Fe₂SiO₄会与CaO形成低熔点矿物。1 300℃时精矿中含有大量金属铁,但也形成了低熔点化合物,增加了后续处理的难度。金属铁颗粒首先出现在矿物颗粒失氧而产生的裂纹及孔洞的边缘,金属铁小颗粒被大颗粒吸收并聚结长大,金属铁经过斑点状-蠕虫状-仙人掌状的转变最后...     

真空碳热还原氧化锶动力学研究

在真空条件下,采用等温法对碳热还原氧化锶的动力学进行了研究。研究结果表明:还原温度对碳热还原氧化锶的还原速度影响较大,温度越高,还原速度越大,在温度高于1573 K时,还原较快。根据Arrhenius方程计算出,在1473～1673 K范围内,当碳的气化反应为控制环节时,反应活化能为163.39 kJ·mol-1;界面化学反应为控制环节时,反应活化能为212.29 kJ·mol-1;气相扩散为控制环节时的活化能为315.00～384.46 kJ·mol-1。扩散控制反应时活化能最大,真空条件下碳热还原氧化锶的还原速度由气相扩散控制。     

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.     

马马特旺细粒锰矿石的碳热还原机理与动力学（下）

3.3.1 还原的第一个阶段用光学显微镜和 SEM 法对还原的试样进行了检测,其结果表明,还原率低于30%时无金属相形成。由此表明,只有氧化物的氧化状态发生了变化。化学计算表明,对 Mn_2O_3完全还原成 MnO;Fe_2O_3还原成     

转底炉直接还原铜渣回收铁、锌技术

采用转底炉直接还原工艺,将铜渣含碳球团在高温条件下直接还原得到金属化球团和高品位氧化锌粉尘,再通过熔分或磨矿磁选方式将铁回收,得到的铁产品可作为冶炼含铜钢的原料.转底炉中试结果表明:采用"转底炉直接还原—燃气熔分"流程处理铜渣,可获得TFe品位94%以上、铁回收率93%以上的熔分铁水;采用"转底炉直接还原—磨矿磁选"流程处理铜渣,可获得TFe品位90%以上、铁回收率85%以上的金属铁粉;采用两种流程处理铜渣,均可获得锌品位60.02%的ZnO粉尘.结果表明,经过转底炉直接还原,铜渣中的铁橄榄石Fe_2SiO_4和磁铁矿Fe_3O_4相转变为含有金属铁Fe、二氧化硅SiO_2和少量辉石相Ca(Fe,Mg)Si_2O_6的金属化球团,具备通过磨选或熔分进行进一步富集的条件.     

铌精矿微波碳热还原反应动力学

针对白云鄂博铌精矿利用工艺的成本高、过程复杂、能耗大的特点,引入微波场,考察温度对铌精矿还原的影响,并对其进行形貌及动力学分析。结果表明,微波场中铌精矿碳热还原反应机理属于三维扩散,动力学方程为y=1-(2/3)α-(1-α)2/3,表观活化能Ea=131.654 kJ/mol,微波加热相对于常规加热具有加快反应速率、降低反应活化能的效果。     

循环钢渣与铜渣搭配利用的碳热还原

 通过理论分析,提出了铜渣与钢渣搭配利用的新工艺,并通过试验考察了含碳球团的还原和熔分情况,探讨了该工艺的可行性。铜渣和钢渣互为熔剂,促进了相互的还原过程,碱度为2.0时最有利于磷的还原,1 400 ℃还原30 min时磷的气化脱除率约为75%;碱度为1.0时最有利于铁氧化物的还原,1 200 ℃还原20 min时试样的金属化率达到92%。铜渣与钢渣的质量之比高于1.32时可以实现渣、铁分离,碱度为1.0时粒铁的收得率超过90%,磷在粒铁中的分布率接近45%。     

氧化钙在铜渣还原过程中的作用

 铜渣是火法炼铜过程中产生的固体废弃物,其中铁质量分数约为40%,中国每年排放的铜渣量高达1 400万t,因此,研究铜渣还原提铁对资源综合利用具有重要意义。结合铜渣的物相分布,介绍了氧化钙在铜渣还原过程中的促进和抑制两种作用机理。促进作用包括氧化钙可以显著降低铜渣还原体系的反应初始温度、破坏铜渣中铁橄榄石结构、促进渣相中氧化亚铁的释放、降低铁晶粒的成核势垒,并加速铁晶粒的成核。抑制作用为氧化钙与硅氧化物生成高熔点的钙硅酸盐,增加铜渣渣相的固相率,阻碍铁晶粒的聚集、长大。     

The kinetics of reduction of iron oxide from molten slag

This investigation primarily consists of measurement of the rate of reduction of FeO from sulfur-free slag. Preliminary measurements of the effect of sulfur on the rate of reduction and the sulfide capacity of the iron-rich slags have also been made. The results show that with increasing SiO₂ contents the rate of reduction is decreased. The influence of sulfur could not definitely be clarified.     

金属Cu还原MoO42-的动力学研究

本文对铜还原钼酸盐动力学进行了初步研究.通过还原反应的动力学模型,绘制出其氧化-还原反应机理示意图.同时为了进一步明确其反应机理及动力学过程,采用初始速率法研究还原反应的级数,计算还原反应的活化能,并研究了温度对速率系数的影响.     

云铜铜渣还原熔分试验分析

为了合理利用云铜渣,采用ITmk3工艺获得高质量粒铁,在实验室条件下进行了一系列的基础研究。通过比较试样全铁质量和熔分得到的粒铁质量,得到了金属铁的收得率,结合化学分析方法,分别得到了试样还原后的金属化率以及熔分后金属铁中的碳质量分数,研究了各个因素对以上指标的影响规律,形成了对云铜渣合理还原熔分的工艺路线,得到如下结论:渣熔化是形成粒铁的必要条件,铁的聚合程度取决于渣铁分离熔化之前铁的渗碳质量分数。渣中SiO_2的存在是渣相低熔点的根本原因,碱度改变时云铜渣的熔化区间会发生变化,但对熔化开始温度的影响不显著。当碱度大于0.4后,添加CaO能显著地提高云铜渣的还原性能。     

Magnetite reduction in copper converter slag using biodiesel produced from waste cooking oil

In copper smelting process, oxygen-enriched smelting leads to the enrichment of magnetite and increase of slag viscosity, which is not conducive to the sedimentation and separation of copper. Therefore, it is necessary to reduce magnetite in order to improve the recovery rate of copper. In this work, biodiesel produced from waste cooking oil was used to replace carbon and diesel, which should be more economical and environment-friendly. Effects of temperature and reaction time on biodiesel pyrolysis, magnetite reduction and slag viscosity were studied. It was found that the main products of biodiesel pyrolysis were carbon monoxide, hydrogen, methane, and carbon. Because methane will decompose to carbon and hydrogen at 823 K, the main reducing agents during magnetite reduction were hydrogen and carbon. With increasing reduction time and temperature, the magnetite phase in the copper slag gradually decreased, while the fayalite phase gradually increased. After injecting biodiesel into molten copper slag at 1523 K for 4 minutes, magnetite was reduced from 31.6% to less than 0.6% and the viscosity decreased from 1.43 poise to 0.68 poise. This low viscosity is beneficial for separation and recovery of copper from the molten slag.