含锌除尘灰锌铁分离研究

含锌除尘灰是钢铁厂重要的固体废弃物,属于危废,为了探索妥善解决该种危废的方法,模拟回转窑工艺对国内某钢厂含锌除尘灰进行焙烧-磁选锌铁分离研究,研究不同焙烧温度、时间以及不同内配C含量对焙烧矿金属化率、脱锌率以及对磁选后精矿铁品位、Fe回收率的影响。结果表明,在C质量分数为12%、焙烧温度1 100℃、焙烧时间60 min的条件下,得到铁品位53.45%、金属化率91.95%、脱锌率99.05%的焙烧物料,挥发物中ZnO质量分数高达95.04%。焙烧物料经过磨矿磁选后可得到铁品位91.30%,Fe回收率82.37%的金属铁粉。     

高温焙烧-磁选联合处理包钢含锌粉尘的研究

对转底炉处理含锌粉尘进行了实验室研究,通过设计正交试验考察了焙烧温度、焙烧时间及配煤量对含锌粉尘脱锌率、金属化率、磁选精矿产率以及铁同收率的影响.试验结果表明最佳工艺参数为:焙烧温度1 350℃,焙烧时间25min,配煤量6%.在此条件下的脱锌率和金属化率分别高达99.29%和99.68%,精矿产率为46.57%,铁回...     

红土镍矿还原焙烧-磁选试验研究

论述了采用还原焙烧-磁选工艺处理含镍1.66%、全铁13.0%的红土矿。考察了配煤量、焙烧温度和焙烧时间对焙烧球团铁、镍品位及铁金属化率的影响;当焙烧温度达到1 350℃时出现粒铁。磁选结果表明,粒铁的生成有利于磁选精矿中铁、镍品位的提高,磨矿粒度越细,磁选效果越好。试验结果达到镍质量分数(含量)6.56%、全铁51.60%。     

牙买加赤泥提铁实验研究

通过实验室试验,对牙买加赤泥分别进行了直接还原-磁选和磁化焙烧-磁选两种工艺方案的提铁实验研究。试验结果表明:采用磁化焙烧-磁选工艺方案,最终得到的铁精矿品位最高为31.84%,铁回收率最高57.46%;采用直接还原-磁选工艺方案,最终得到的金属化铁粉的铁品位最高34.62%,金属化率42.20%,铁回收率最高65.04%。     

冶金含铁尘泥复合球团直接还原试验研究

以酒钢高炉瓦斯灰、转炉OG泥、转炉二次除尘灰和自产铁精矿为主要含铁原料制备复合球团开展直接还原试验。通过利用马弗炉模拟平铺料式隧道窑焙烧过程开展基础性试验研究,考察焙烧温度、焙烧时间、球团配比等条件对金属化球团金属化率、抗压强度的影响,结果表明:金属化球团金属化率和抗压强度指标均随焙烧温度的提高和焙烧时间的延长而升高,综合考虑金属化率和抗压强度指标,球团在焙烧温度1 200℃、焙烧时间100 min时是比较适宜的;不同瓦斯灰配入量条件下试验结果表明,球团金属化率随瓦斯灰配入量的增加而升高,抗压强度随瓦斯灰配入量的增加而降低。在此基础上,利用30 m平铺料式隧道窑装置开展了直接还原半工业验证试验,最终取得金属化球团铁品位73.51%、金属化率88.76%、抗压强度平均2 328 N、脱锌率95.10%的试验指标,金属化球团抗压强度等各项指标均满足酒钢高炉或转炉用料要求,说明通过平铺料式隧道窑处理冶金含铁尘泥复合球团在技术上是可行的。     

工艺参数对含锌球团直接还原冶金性能的影响

对以含锌尘泥为原料的球团直接还原,研究了球团配碳量、焙烧温度、焙烧时间对球团脱锌率、金属化率和还原后球团强度的影响。焙烧最佳工艺参数如下:配碳量w(C)/w(O)=1.0、焙烧温度为1 250℃、焙烧时间为25min。此时球团可获得脱锌率大于90%、金属化率大于70%、每个球的抗压强度大于600N的综合性能指标,完全满足球团脱锌和作为高炉原料的基本要求。     

高炉瓦斯灰基础性能与磁化焙烧试验

对高炉瓦斯灰的基础性能（粒度分布、化学组成、物相组成）进行研究,在此基础上,对瓦斯灰进行磁化焙烧-弱磁选工艺试验研究。研究表明,瓦斯灰按粒度分组的化学组成不均匀,碳主要集中于较大的颗粒中,铁和锌主要集中于较小的颗粒中; 3号、6号高炉瓦斯灰主要由Fe2O3、Fe3O4、SiO2和FeZn13组成,5号高炉瓦斯灰主要由Fe2O3、Fe3O4、SiO2和CaZn(Si2O6)组成;瓦斯灰磁化焙烧-弱磁选工艺的最佳试验条件为：焙烧温度为750℃,焙烧保温时间为60min,磁选激磁电流为0.4A。利用该工艺,磁选后的瓦斯灰铁品位达57.9%,锌质量分数为0.25%,回收率达67%。     

混合稀土精矿还原焙烧磁选工艺研究

利用还原焙烧技术将内蒙古某混合稀土精矿中铁矿物还原为金属单质,经过磁选分离实现了铁与稀土、铌等元素的高效分离及富集。通过单因素实验考察了还原温度、焙烧时间、配碳量条件对还原焙烧效果的影响,以及不同焙烧温度下稀土和铌富集、回收的情况。在焙烧温度1 175℃,焙烧时间90 min,配碳量C/O为1.5的优化条件下,铁金属化率达到92.52%,磁性物中铁品位为89.71%,铁回收率为92.12%,而非磁性物中铌品位及回收率为3.85%和87.92%;稀土品位及回收率达到7.15%和88.23%。     

从砷华生产废渣中回收铁

砷华生产废渣中Fe质量分数达45.6%,氧化焙烧脱硫后,可采用还原焙烧-磁选方法回收其中的铁。在焙烧温度550℃,焙烧时间30 min,废渣粒度97μm条件下,铁精砂回收率63.7%,其中Fe质量分数为65.2%。     

铜渣煤基氢冶金回转窑工艺研究及试验

为有效解决铜渣综合利用开展了铜渣煤基氢冶金试验研究,在35 min还原时间内,取得铜渣金属化率95.86%、磁选铁粉品位85.02%、磁选金属回收率97.03%的优异效果,高效解决了固态条件下铜渣快速还原及还原后金属铁晶粒长大。对铜渣金属化物料实验室中性熔分试验,熔分后钢样Fe含量达到97%以上。     

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.     

高铁氧化铝赤泥中铁回收技术研究

以高铁氧化铝赤泥为对象进行还原焙烧-磁选试验研究,从铁氧化物还原理论出发,分析其在还原气氛下的行为特点,重点研究了在不同种类添加剂类别及用量情况下,赤泥中铁氧化物还原效果及还原后的金属铁与其它非磁性成分分离效果。最终试验结果表明,实验条件为添加6%碳酸钠、6%硫酸钠时(还原条件:焙烧温度1 050℃、焙烧时间60 min、还原介质为褐煤),焙烧矿中铁的金属化率为90.16%,在一定条件下经磨矿磁选后铁精矿全铁品位为90.21%,铁回收率达到94.86%。     

Preparation of Chromium-iron Metal Powder from Chromium Slag by Reduction Roasting and Magnetic Separation

Chromium slag(CS)has become one of the most hazardous solid waste containing chromium and iron.Based on its characteristics,the technology of reduction roasting and magnetic separation was employed to treat CS.The major impurity element of CS is magnesium and it exists in magnesium ferrite phase,which is hard to recover iron in the absence of additives.During reduction roasting,additives(Al2O3and CaF2)could destroy the structure of magnesium ferrite and improve the iron grade and recovery.The final product,i.e.chromium-iron powder,contains 72.54% Fe and 13.56% Cr,with the iron recovery of 80.34% and chromium recovery of 80.70%.     

Recovery of Iron From High-Iron Red Mud by Reduction Roasting With Adding Sodium Salt

 Red mud is the waste generated during aluminum production from bauxite, containing lots of iron and other valuable metals. In order to recover iron from red mud, the technology of adding sodium carbonate—reduction roasting—magnetic separation to treat high-iron red mud was developed. The effects of sodium carbonate dosage, reduction temperature and reduction time on the qualities of final product and the phase transformations in reduction process were discussed in detail. The results showed that the final product (mass percent), assaying Fe of 90.87% and Al2O3 of 0.95% and metallization degree of 94.28% was obtained at an overall iron recovery of 95.76% under the following conditions of adding 8% sodium carbonate, reduction roasting at 1050 ℃ for 80 min and finally magnetic separation of the reduced pellets by grinding up to 90% passing 0.074 mm at magnetic field intensity of 0.08 T. The XRD (X-ray diffraction) results indicated that the iron oxides were transformed into metallic iron. Most of aluminum mineral and silica mineral reacted with sodium carbonate during the reduction roasting and formed nonmagnetic materials.     

隐晶质鲕状赤铁矿磁化焙烧过程中铁物相转变规律

摘要：鲕状赤铁矿具有含磷高、易泥化,铁与脉石矿物呈鲕状嵌布结构等特点,常规的重选和浮选等工艺难以取得较好的选矿指标。磁化焙烧-磁选工艺是利用高磷鲕状赤铁矿最有效的手段之一。X射线衍射（XRD）分析结果表明,在750℃的条件下,焙烧矿中磁铁矿的相对质量分数最大。焙烧温度高于800℃会发生过还原现象,生成富氏体,不利于焙烧矿的弱磁选。光学显微镜分析表明磁化焙烧过程不会破坏鲕状赤铁矿的鲕粒结构,只发生铁物相的转变。赤铁矿到磁铁矿的晶型转变由表及里,但是多数鲕状赤铁矿颗粒不会完全磁化,磁化焙烧效果与粒度有关。全铁品位为43.74%的矿样,在焙烧温度750℃、焙烧时间60min的条件下,弱磁选可得到全铁品位为55.42%,铁回收率为85.66%的人工磁铁矿,磁铁矿转化率在90%以上。     

转底炉处理赤泥工艺技术

为了综合利用氧化铝冶炼产生的赤泥，探索在转底炉中直接还原赤泥、磨矿磁选获得高品位直接还原铁。通过实验室试验摸索了转底炉还原工艺参数，并在转底炉工业试验线进行了工业试验。实验室结果表明，赤泥还原后的直接还原铁(DRI)金属化率可达88.6%，磁选后的铁品位可达82.1%，磁选后的铁回收率可达88.9%。工业试验中，转底炉还原后，产品金属化率平均为69.2%，将还原后的DRI磁选获得高品位的DRI产品，磁选后DRI的铁品位为72.8%，磁选后铁回收率达到了85.2%,初步打通了在转底炉中还原赤泥、磁选的工艺路径。     

锌窑渣中碳铜银铁综合回收试验研究

锌窑渣通常含有大量炭粉和许多有价金属元素。云南某锌窑渣中含碳22.31%、铜1.33%、银294 g/t、铁23.41%等有价元素,具有较高的回收利用价值。针对该锌窑渣的性质,进行了浮选—磁选联合工艺试验研究。其结果表明:该工艺可获得碳品位78.55%、碳回收率92.60%的炭粉,铜品位8.13%、铜回收率78.61%、含银1 890 g/t的铜精矿以及铁品位66.02%、铁回收率76.33%的铁精矿,且均实现了较高的回收率。     

Direct Reduction of High-phosphorus Oolitic Hematite Ore Based on Biomass Pyrolysis

Direct reduction of high-phosphorus oolitic hematite ore based on biomass pyrolysis gases(CO,H_2,and CH_4),tar,and char was conducted to investigate the effects of reduction temperature,iron ore-biomass mass ratio,and reduction time on the metallization rate.In addition,the effect of particle size on the dephosphorization and iron recovery rate was studied by magnetic separation.It was determined that the metallization rate of the hematite ore could reach 99.35% at iron ore-biomass mass ratio of 1∶0.6,reduction temperature of 1 100℃,and reduction time of 55 min.The metallization rate and the aggregation degree of iron particles increase with the increase of reduction temperature.The particle size of direct reduced iron(DRI) has a great influence on the quality of the iron concentrate during magnetic separation.The separation degree of slag and iron was improved by the addition of 15 mass% sodium carbonate.DRI with iron grade of 89.11%,iron recovery rate of 83.47%,and phosphorus content of 0.28% can be obtained when ore fines with particle size of-10 μm account for 78.15%.