从不锈钢粉尘中选择性提取Cr、Ni和Zn重金属

基于热力学计算结果,通过配碳还原-熔分工艺,从不锈钢粉尘中选择性分步提取了Cr、Ni和Zn重金属元素.配碳还原实验结果表明,不锈钢粉尘的最佳配碳量为20%,粉尘中Fe、Ni和Zn的最低还原温度为1050℃,Cr的最低还原温度是1 400℃,与热力学计算结果一致,通过控制温度实现了对粉尘中金属的选择性分步还原.直接还原熔分实验说明,Fe-Cr合金最佳熔分温度为1550℃,粉尘中金属以Fe-Ni-Cr合金形式被提取出来,渣金分离状况良好,反应时间5min时金属提取率已达到75%左右,15 min时Fe和Cr收得率达到85%以上,Ni超过90%.通过控制配碳量、还原时间与反应温度,在不改变现有工艺的条件下,不锈钢粉尘直接返回炼钢主流程回收其重金属完全可行.     

Fe-Ni-O-C体系中Fe、Ni的固态还原机理

运用差示扫描量热法、采用XRD检测等手段探讨研究了Fe--Ni--O--C体系中Fe、Ni的还原行为,样品主要包括NiO+C、Fe2 O3+C、NiFe2 O4+C、NiO+Fe2 O3+C和Ni+Fe2 O3+C等5种体系.结果表明:NiO+Fe2 O3体系中由于NiFe2 O4及Fe--Ni合金的生成使得该体系被还原的反应开始温度高于纯NiO,且最大反应速率对应的温度及还原反应结束温度均高于纯NiO但低于纯Fe2O3物质;相对于NiO+Fe2O3,NiFe2O4被C还原的开始及结束温度均更高,且还原速率更小;Fe2O3被C还原可分为三个阶段,金属Ni的存在能够明显促进铁氧化物的还原,主要是促进了Fe的各种氧化物形式(Fe2O3、Fe3O4和FeO)直接向金属Fe形式的转换;数据显示C还原NiFe2O4的过程也基本可分为三个阶段,不同阶段中产物的形态和种类均存在一定差别.     

电炉粉尘循环利用造泡沫渣

在实验室中研究了电炉粉尘和煤粉加入量及温度对泡沫渣高度的影响。结果表明,在电炉渣中加入0－30％的电炉粉尘和3％－12％的煤粉（质量分数）时,随粉尘煤粉加入量的增加以及温度的提高,泡沫渣的最大发泡高度增加;在加入电炉粉尘造泡沫渣过程中,随温度升高,渣中ZnO的还原挥发速度加快,反应6min,Zn的挥发率大于97％,在本实验条件下,反应3min,渣中pb小于0．02％,温度对PbO的还原挥发速度无明显影响。     

海砂矿深度还原-磁选分离实验研究

应用化学分析、扫描电镜观察和X射线衍射分析方法研究海砂矿的基础物性. 采用煤基深度还原-磁选工艺,系统考察矿粉中Fe和Ti的还原分离行为,并明确还原温度、还原时间、碳氧比、磁感应强度和磨矿粒度对还原磁选效果的影响规律. 结果表明:海砂矿主要由钛磁铁矿和钛赤铁矿组成;较优的还原分离工艺参数为还原温度1300℃、还原时间30 min、碳氧摩尔比1. 1、磁感应强度50 mT和磨矿细度-0. 074 mm质量分数86. 34%. 在此工艺条件下,可以获得金属化率94. 23%的还原产物,磁选指标分别达到精矿铁品位97. 19%和尾矿钛品位57. 94%,对应的铁、钛回收率为90. 28%和87. 22%,有效地实现海砂矿中铁钛元素的分离富集.     

钢铁厂含锌铅粉尘配碳球团的直接还原工艺

对钢铁厂含锌铅粉尘配碳球团直接还原工艺进行了研究.结果表明：生球碱度及还原时间对球团中铅挥发率和铁的金属化率有显著影响，而还原温度则对球团中锌、铅挥发率和铁的金属化率均有显著影响.在此基础上确定的最佳工艺参数为：生球碱度～0.9，还原温度和还原时间分别为1250℃和25min.     

高炉含锌烟尘还原挥发处理技术

用韦氏炉还原挥发法从高炉废弃烟尘中回收锌,成功产出了含Zn量为50%以上的富锌二次粉尘,可直接用于冶金化工生产,实现了高炉烟尘的无害化和资源化,具有良好的经济效益和社会效益。     

高磷赤铁矿非熔态分离提取

对湖北恩施的典型高磷赤铁矿样品进行了非熔态分离提取实验研究.矿样基础特性研究表明,该矿为典型鲕状高磷赤铁矿,矿中铁元素与磷元素之间并未处于化学结合状态.据此采用高速气流磨技术,将其磨至平均粒度为2μm的超细粒度,观察发现铁元素与磷元素在各个超细矿粉颗粒中的含量分布不均匀,Fe、P化合物有所解离.进而采用流态化技术进行气力分离,设计制造了流态化装置,对超细矿粉的流态化特征进行研究,结果表明超细铁矿粉的流态化特征与常规细粉不同.基于富铁物料与富磷物料的密度差异,设计制造了气力分离装置,对超细高磷赤铁矿粉进行气力分离实验,初步实现了铁元素和磷元素的分离.     

非高炉炼铁工艺的分析与思考

虽然高炉炼铁仍是当今炼铁生产的主体流程,但非高炉炼铁工艺因不用或者少用焦煤而受到人们的关注,已成为炼铁技术发展的方向。该文介绍了当今世界范围内的主要非高炉炼铁技术,及我国在非高炉炼铁技术上的发展情况进行分析。     

转底炉处理冶金粉尘工艺的锌钾钠脱除及烟气形成

转底炉直接还原处理钢铁厂冶金粉尘过程中,Zn、K、Na等元素的脱除及烟气形成过程对转底炉工艺实施效果影响很大.采用高温管式炉模拟转底炉工艺条件,用钢铁厂含锌粉尘制成内配碳球团,进行直接还原实验研究,并收集实验过程产生的烟气和二次粉尘,对烟气中的气体成分以及烟气中的二次粉尘进行化学成分、微观结构以及物相组成分析.研究证明:Zn的脱除率可以达到98%,K、Na、Pb的脱除率分别达到80%、88%和85%;烟气中N2、CO、CO2的体积分数分别为71.4%、14.5%和14.1%;烟气中二次粉尘主要物相为ZnO、KCl、Zn5(OH)8CI2H2O、PbO和NaCl,二次粉尘中ZnO含量高达80%,可作为二次锌资源加以利用.在此基础上分析了转底炉直接还原过程中Zn、Ph、K、Na脱除和烟气形成机理.     

深度还原分离回收含铌铁尾矿中铌和铁的试验研究

以某稀土综合尾矿经磨矿-磁选-浮选处理后的含铌铁尾矿为对象,采用深度还原焙烧的方法分离回收铌和铁,研究还原焙烧条件对铌、铁分离效果的影响。结果表明,还原剂种类对铁回收率的影响较为显著,对铌的分离回收影响相对较小,还原剂为褐煤时铁回收率最高;还原时间的延长、焙烧温度的升高以及助熔剂用量的增加均有利于铌、铁的分离回收;在还原剂褐煤用量为10%、助熔剂用量为15%、还原时间为60min、还原温度为1300℃的条件下可实现含铌铁尾矿中铌、铁的高效分离回收,得到w(TFe)为94.82%的铁精矿,铁回收率为99.53%,同时还得到w(Nb2O5)为0.3519%的铌粗精矿,铌回收率为99.62%。     

高炉灰为还原剂对海滨钛磁铁矿直接还原焙烧磁选--钛铁分离的影响

对高炉灰在直接还原焙烧-弱磁选工艺中用作印尼某海滨钛磁铁矿还原剂的可行性及其机理进行研究.结果表明,以萤石为添加剂的条件下,高炉灰可代替煤做还原剂,通过高炉灰与萤石的共同作用,可以在直接还原过程中提高还原铁粉中铁的回收率及品位并降低TiO2质量分数,同时回收高炉灰中铁.三种不同产地高炉灰还原效果的比较表明,高炉灰性质对还原效果有影响.在相同用量条件下,津鑫高炉灰( JX)还原效果最好;在JX高炉灰用量30%、萤石用量10%、焙烧温度1250益以及焙烧时间为60 min时,焙烧产物通过两段磨矿和两段磁选,最终得到最佳的还原铁粉中铁品位为91.28%,TiO2质量分数降至0.93%,包括海滨砂矿和高炉灰中铁的铁总回收率达到89.19%.     

从高炉除尘灰中综合回收碳、铁和锌的试验研究

基于选冶联合工艺,对某厂排放的高炉除尘灰进行综合回收铁、锌、碳的试验研究。先采用浮选-磁选法回收碳和铁,再采用酸浸-除杂-电积湿法回收锌,重点对影响锌浸出的工艺因素和条件进行了考察。结果表明,通过选冶联合工艺处理高炉除尘灰获得较好的选别指标,且可回收碳品位为86.52%和回收率为92.80%的碳精矿、铁品位为54.16%和回收率为45.47%的铁精矿以及纯度为95.2%的锌产品,锌总回收率达到87%以上。     

氨法处理高炉瓦斯灰制取等级氧化锌研究

以氨-碳酸氢铵混合液为浸出剂浸出高炉瓦斯灰中的有价金属锌,经净化、蒸氨、煅烧得到等级氧化锌,对相关工艺参数进行优化选择。结果表明,最佳浸出条件为:[氨水]/[NH4HCO3]=2、液固比为4、总氨浓度为5mol·L-1,浸出时间为3h,此条件下锌浸出率为82.55%;最佳净化条件为:锌粉用量为1.5g·L-1、净化时间为2.5h,此条件下铅的脱除率为97.70%;最佳蒸氨条件为90℃下蒸氨至终点溶液pH值为6~7,此条件下蒸氨后锌的沉淀率可达99.95%。沉淀物在500℃下煅烧1h,得到纯度为96.03%的氧化锌粉末,达到了HG/T2527—94的一级标准。     

A novel hydrothermal method for zinc extraction and separation from zinc ferrite and electric arc furnace dust

A novel hydrothermal process was developed to extract zinc from pure zinc ferrite (ZnFe₂O₄) nanopowder and zinc-containing electric arc furnace (EAF) dust using hexahydrated ferric chloride (FeCl₃·6H₂O) as a decomposing agent. The effects of solid FeCl₃·6H₂O to ZnFe₂O₄ ratio by mass (R_F/Z), hydrothermal reaction temperature, and time on zinc extraction were systematically investigated. In the results, when the hydrothermal reaction is conducted at 150℃ for 2 h with R_F/Z of 15:20, the efficiency of zinc extraction from ZnFe₂O₄ reaches 97.2%, and the concentration of ferric ions (Fe3+) in the leaching solution is nearly zero, indicating a high selectivity for zinc. In addition, the zinc extraction efficiency from the EAF dust reaches 94.5% in the case of the hydrothermal reaction performed at 200℃ for 10 h with the solid FeCl₃·6H₂O to EAF dust ratio by mass (R_{F/EAF dust}) of 15:10. Zinc and iron separation is achieved by adjusting the pH value of the leaching solution according to the different precipitation pH values of metal hydroxides.     

焦炭反应性对高炉块状带含铁炉料还原的影响

研究了五种具有不同反应性的焦炭对高炉块状带含铁炉料还原的影响规律,并对料层的压差、CO体积分数以及含铁炉料的还原程度进行了分析.当炉内通入的原始气体中CO体积分数（仅考虑CO和CO₂）为72.22%时,随着焦炭反应性的增强,焦炭气化速率加快,含铁炉料颗粒周围的CO体积分数升高,含铁炉料的还原度依次增高,还原度从使用低活性焦炭时的33.18%增大到使用高活性焦炭时的53.83%;而当原始气体成分中CO体积分数为66.67%时（低于900℃还原FeO的平衡气相体积分数）,使用高反应性焦炭也可还原出金属铁.由此可见,适当增加入炉焦炭的反应性,可促进焦炭与含铁炉料间的耦合反应,提升料层CO体积分数,提高含铁炉料进入软熔带区域的金属化率.     

由熔融高炉渣制备微晶玻璃

采用熔融法,由熔融高炉渣制备性能稳定的基础玻璃.通过对基础玻璃的差热分析确定微晶玻璃的热处理工艺制度.结合X射线衍射分析、扫描式电子显微镜观察等现代研究方法,确定了微晶玻璃热处理制度的最佳工艺参数,并研究了微晶玻璃的晶体生长方式.微晶玻璃的热处理最佳工艺参数为：核化温度850℃,保温1.5 h;晶化温度935℃,保温1 h.玻璃首先从表面开始析晶,然后逐步向内部生长.实验所得微晶玻璃的力学性能,如抗折强度、耐酸碱性和硬度,均优于天然大理石.     

有害元素对高炉炉缸侧壁碳砖的侵蚀

对湘钢2号高炉炉缸七个有代表部位的样品进行扫描电镜、能量色散谱、X射线衍射和原子吸收光谱分析,研究有害元素对高炉炉缸侧壁碳砖的侵蚀以及粉化断裂机理.结果表明,高炉炉缸不同部位的碳砖侵蚀机理不同.第一层以有害元素在碳素熔损反应中的催化作用及生成白榴石为主;上部碳砖侵蚀以K渗透到砖缝中,改变砖质为主;风口以Zn侵蚀为主;铁口K含量较多,另有Pb富集.同种有害元素在不同部位侵蚀碳砖的机理有所不同.K元素在最上部以催化作用为主,在下部以渗透到碳砖内部使碳砖改性为主;Zn在风口碳砖有明显的结晶,在炉缸炉底上部含有大量的Zn并没有结晶,而是附着在砖表面上部.     

Effects and mechanisms of fluorite on the co-reduction of blast furnace dust and seaside titanomagnetite

The co-reduction roasting and grinding magne -tic separation of seaside titanomagnetite and blast furnace dust was investigated with and without fluorite addition at a reduction roasting temperature of 1250℃ for 60 min, a grinding fineness of -43 μm accounting for 69.02wt% of the total, and a low-intensity magnetic field strength of 151 kA/m. The mineral composition, microstructure, and state of the roasted products were analyzed, and the concentrations of CO and CO₂ were analyzed in the co-reduction roasting. Better results were achieved with a small fluorite dosage (≤ 4wt%) in the process of co-reduction. In addition, F- was found to reduce the melting point and viscosity of the slag phase because of the high content of aluminate and silicate minerals in the blast furnace dust. The low moisture content of the blast furnace dust and calcic minerals inhibited the hydrolysis of CaF₂ and the loss of F-. Compared with the blast furnace dust from Chengdeng, the blast furnace dusts from Jiugang and Jinxin inhibited the diffusion of F- when used as reducing agents, leading to weaker effects of fluorite.     

Formation mechanism of the protective layer in a blast furnace hearth

A variety of techniques, such as chemical analysis, scanning electron microscopy-energy dispersive spectroscopy, and X-ray diffraction, were applied to characterize the adhesion protective layer formed below the blast furnace taphole level when a certain amount of titanium- bearing burden was used. Samples of the protective layer were extracted to identify the chemical composition, phase assemblage, and distribution. Furthermore, the formation mechanism of the protective layer was determined after clarifying the source of each component. Finally, a technical strategy was proposed for achieving a stable protective layer in the hearth. The results show that the protective layer mainly exists in a bilayer form in the sidewall, namely, a titanium-bearing layer and a graphite layer. Both the layers contain the slag phase whose major crystalline phase is magnesium melilite (Ca₂MgSi₂O₇) and the main source of the slag phase is coke ash. It is clearly determined that solid particles such as graphite, Ti(C,N) and MgAl₂O₄ play an important role in the formation of the protective layer, and the key factor for promoting the formation of a stable protective layer is reasonable control of the evolution behavior of coke.