氯化焙烧粉煤灰脱除Pb、Cd的机理及其应用

这是一篇冶金工程领域的论文。采用氯化钙作为氯化剂，对粉煤灰中重金属进行了脱除实验。考查了焙烧温度、焙烧时间和CaCl₂添加量对重金属去除率的影响。将实验结果与热力学计算结果相结合，阐明了粉煤灰氯化焙烧脱除重金属的机理，并对焙烧过程的动力学模型进行了讨论。此外，以粉煤灰为原料制备土壤调理剂，通过盆栽实验研究其肥效。研究发现，添加16%氯化钙和高温锻烧40 min后，混合物中Pb和Cd的含量分别下降了89.26%和76.88%，而余量仅为10.22 g/t和0.54 g/t。粉煤灰中含有的石英、莫来石、氧化铝、氧化钠等组分促进CaCl₂的分解。PbO和CdO不直接与CaCl₂反应，而是主要与CaCl₂分解生成的HCl反应生成挥发性氯化物。动力学结果表明，Pb和Cd的氯化挥分行为受界面化学反应控制，Pb氯化挥发的表观活化能为84.54 kJ/mol,Cd氯化挥发的表观活化能为44.96 kJ/mol。盆栽实验表明，制备的土壤调理剂能改善土壤环境，促进香葱对营养物质的吸收，改善香葱品质，添加CaCl     

铁矾渣热分解过程研究

采用DSC-TG和XRD分析方法对铁矾渣热分解过程进行了研究。结果表明: 铁矾渣的热分解包括脱水、脱氨、氧化和晶型转变等复杂步骤; 经750 ℃焙烧, 铁矾渣呈红棕色, 最终产物主要为ZnFe₂O₄和Fe₂O₃; 基于Kissinger法和Flynn-Wall-Ozawa法得到铁矾渣在350～450 ℃和630～720 ℃温度区间热分解反应的活化能分别约为260和230 kJ/mol, 频率因子分别为3.07×10¹⁹和1.29×10¹²。     

含铟锌浸出渣硫酸溶液中铟的浸出过程动力学

研究含铟锌浸出渣在硫酸溶液中的浸出过程动力学,考察搅拌转速、硫酸浓度、三价铁浓度、反应温度和矿物粒度等对铟浸出速率的影响。结果表明,浸出过程可用没有固体产物层生成的"未反应核收缩模型"描述,浸出反应的表观活化能为Ea=47.14 k J/mol,对硫酸浓度与三价铁浓度的表观反应级数分别为0.985和-0.096,含铟锌浸渣的浸出过程受化学反应速度控制。     

含铟锌浸渣中铟浸出动力学研究

本文以含铟锌浸渣为对象,研究其在硫酸溶液中的浸出动力学。考察了搅拌转速、硫酸浓度、三价铁浓度、反应温度和矿物粒度等实验条件对铟浸出速率的影响。结果表明：其浸出过程可用没有固体产物层生成的“未反应核收缩模型”描述;浸出反应的表观活化能为 J/mol;对硫酸浓度与三价铁浓度的表观反应级数分别为0.985与-0.096;含铟锌浸渣的浸出过程受化学反应控制。     

铁矿石碳热还原过程中铅锌脱除及含铁物相的演变规律

针对含铅0.39%、含锌0.30%的铁矿，采用碳热还原脱除铅锌杂质，利用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析等检测手段考察了铁矿还原焙烧过程的反应行为及物相演变规律。结果表明，该铁矿中铅主要以氧化铅和铅铁矾形式存在，锌主要以氧化锌形式存在; 升高焙烧温度及延长焙烧时间均有利于铅锌脱除; 在1 200 ℃下焙烧60 min时，铁矿中铅和锌脱除率均在90%以上。含铅锌铁矿在碳热还原焙烧过程中会生成中间产物铁橄榄石，并最终转变为金属铁和游离的氧化硅固溶体。还原焙烧产物经磁场强度80 kA/m弱磁选可获得铁品位91.91%和铁回收率84.78%的铁精矿，且铁精矿中铅和锌含量分别为0.01%和0.03%，可作为电炉炼钢原料使用。     

铁酸锌还原-氧化选择性分解行为研究

为了解决铁酸锌还原分解后锌、铁分离难题, 提出一种强化铁酸锌选择性分解新工艺: 先通过还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和铁氧化物, 然后冷却至低温, 在CO₂气氛下利用氧化亚铁在低温下化学活性强、不稳定的特性, 将过还原的氧化亚铁转化为磁性四氧化三铁。研究结果表明, 铁酸锌强化还原分解的最佳条件为: CO浓度20%、还原温度750 ℃、V_CO/(V_CO+V_CO2)比67%、焙烧时间90 min, 该条件下铁酸锌分解率达到96.63%; 然后对铁酸锌分解产物进行磁化焙烧, 最佳磁化焙烧条件为: 氧化温度600 ℃、氧化时间75 min、CO₂气体流量1.2 L/min, 此条件下焙烧产物比磁化率从未磁化前的5.30×10^-11 m³/kg增大至1.17×10^-10 m³/kg。     

某高锌含铁尘泥综合利用试验研究

采用锌挥发焙烧-磁选回收铁工艺流程回收利用高锌含铁尘泥, 研究了焙烧、磁选工艺参数对回收效果的影响。结果表明, 含铁尘泥在焙烧温度1 200 ℃、焙烧时间90 min、还原剂用量15%条件下还原焙烧, 锌挥发率达97.10%; 焙烧渣经一粗一精弱磁选, 可获得铁品位61.42%、铁回收率86.98%的铁精矿。该工艺流程可为高锌含铁尘泥的规模化工程利用提供技术支撑。     

锡渣还原氯化焙烧--磁选回收有价金属试验

对某锡渣进行还原氯化焙烧—磁选回收有价金属试验。结果表明:还原氯化焙烧的最佳条件为:焙烧温度为1 000℃,焙烧时间为50 min,还原剂用量为锡渣质量的20%,氯化钙用量为锡渣质量的10%,在此试验条件下,铁的磁化率为81.98%,铅的挥发率为98.88%,锌的挥发率为80.90%,锡的挥发率为96.73%。熟料磨矿细度为-75μm占100%,磁选磁场强度为0.2T,可得品位为68.18%、回收率为72.03%的铁精矿。     

焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团还原行为的影响

基于直接还原法探讨了焙烧制度对煤泥-浸锌渣冷固结球团中锌、铅挥发率和铁金属化率的影响,分析了焙烧制度对球团中含锌、铅、铁化合物相变的影响,试验确定了焙砂磨矿-弱磁选回收其中铁的工艺和效果。结果表明：在1 250 ℃焙烧90 min,可使球团中锌、铅的挥发率分别达到98.87%、95.39%,铁的金属化率达到98.66%;焙砂中未见锌、铅单质及其化合物,只存在大量的金属铁,且金属铁颗粒多数大于30 μm;焙砂采用2段磨矿、2段弱磁选流程处理,可同时获得含铁91.20%、回收率为30.32%的金属铁粉和铁品位为61.58%、回收率为50.01%的铁精矿,铁总回收率达80.33%。     

氰化尾渣氯化焙烧工艺研究

针对新疆某冶炼厂氰化尾渣,采用"制球—干燥—氯化焙烧"工艺进行处理提取金、银,并考察了氯化焙烧条件对金属挥发率的影响。研究结果表明,在氯化钙添加量为7%、焙烧温度为1100℃条件下反应60 min,金、银的挥发率分别达到98%和62%,铜、铅、锌的挥发率达到80%以上。焙烧后球团中金和银的含量分别降至0.47 g/t和6.12 g/t。     

硫酸渣煤基直接还原焙烧制备直接还原铁

采用煤基直接还原焙烧—磁选工艺对硫酸渣进行焙烧回收铁的试验研究,考察了还原剂、助熔剂、焙烧温度、焙烧时间等因素对焙烧效果的影响。结果表明:还原剂用量为30%,助熔剂CaO和Na₂SO₄的用量分别为15%和20%,在焙烧温度为950℃条件下焙烧50 min,最终得到直接还原铁的TFe品位为91.89%,TFe的回收率为82.26%,S残余含量0.03%。该直接还原铁可用作电炉炼钢原料。试验工艺对硫酸渣的综合利用和环境保护有着重要的经济和实用价值。      

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。     

氯化焙烧铜熔炼渣回收铅工艺及动力学研究

以CaCl2为氯化剂,进行了氯化焙烧铜熔炼渣回收铅的研究,考察了焙烧温度、保温时间、氯化剂添加量和空气流量对铅金属回收率的影响,探讨了铜熔炼渣中铅的氯化挥发动力学.结果表明,当焙烧温度950℃、焙烧时间12 min、CaCl2添加量10％、空气流量100 mL/min时,铅的金属回收率达到92.71％.铜熔炼渣中铅的氯...     

试验用小型沸腾炉焙烧硫铁矿试验研究

用小型沸腾炉对硫含量50%的硫精矿进行了模拟沸腾焙烧试验,经过对焙烧温度、焙烧时间和进气压力的试验,确定了较佳工艺条件为:焙烧温度800℃,焙烧时间为5min,进气压为0.5MPa,得到的烧渣中硫含量低于0.30%,全铁含量大于64%。实验室模拟焙烧试验产出的烧渣质量较好,达到了高品位铁精矿的质量要求。     

某硫尾矿磁选精矿铁硫分离再选试验

为分离某硫铁矿尾矿经弱磁选后所得精矿中主要以磁铁矿和磁黄铁矿形式存在的铁和硫,使该资源得到利用,对其进行了再选试验。试验结果表明,采用浮选-弱磁选-焙烧工艺可达到分离目的：原磁选精矿经浮选后,可获得硫品位为31.08%、硫回收率为82.91%的硫精矿;浮选尾矿经弱磁选和焙烧后,可获得铁品位为62.61%、硫含量为0.21%、SiO₂含量为3.87%、对原磁选精矿铁回收率为31.03%的铁精矿。将所得硫精矿模拟制酸焙烧后对烧渣进行检测,烧渣铁品位为61.08%、硫含量为0.23%、SiO₂含量为5.09%,可直接作为铁精矿利用。     

辽宁某氰化尾渣中铁、铅综合回收试验研究

摘 要 辽宁某黄金冶炼企业氰化尾渣中铁、铅含量分别为35.93%、3.88%,具有一定的综合回收价值。针对此尾渣开展了还原焙烧—熔分法回收铁和铅的试验研究,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量 和添加剂用量对铁金属化率和铅挥发率的影响。结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、焙烧时间为60 min、焦粉用量为20%、CaO用量为25%的条件下,氰化尾渣的铁金属化率和铅挥发率分别达到99.85%和95.92%;X射线 衍射和扫描电镜分析结果表明,添加剂CaO可以促进焙烧过程中铁还原、铅挥发和金属铁颗粒的聚集长大,并且具有一定的脱硫作用。将焙烧渣在1 600 ℃下熔分1 h,可获得TFe品位达90.02%、硫含量为0.016%、铁回 收率为88.92%的铁锭。熔分渣的各项毒性浸出指标远低于控制标准,实现了氰化尾渣的无害化、资源化利用。     

铜陵硫酸渣磁化焙烧—磁选过程中硫赋存状态的变化

铜陵硫酸渣中的硫主要以硬石膏和黄铁矿两种矿物存在。黄铁矿在磁化焙烧-磁选过程中,其组成和矿物特征的变化都不明显,最后仍以黄铁矿的形态保留在尾矿和铁精矿中。硬石膏在磁化焙烧一磁选过程中绝大部分以在水中溶解的方式而被脱除,从而大幅度地降低铁精矿和尾矿的硫含量。     

用回转窑处理硫酸渣的研究

回转窑焙烧硫酸渣可以有效地还原硫酸渣中Fe2O3,通过球磨、磁选工艺,提高铁的回收率。硫酸渣在回转窑内脱硫效果明显,回转窑倾角0.8(°),转速12r/min时,脱硫率达85%以上。