铜渣改性制备多孔硅酸盐负载微纳米零价铁及其去除废水中的Cr(VI)

本研究以铜渣为原料，通过碳热还原法制备多孔硅酸盐负载型微纳米铁(简称微纳米铁)，用于去除废水中的Cr(VI)。研究了微纳米铁的制备条件和废水降解条件对去除Cr(VI)的影响，并探究了相关的反应机理。结果表明，在焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为40 min、煤用量为25%的条件下制备的微纳米铁去除Cr(VI)的效率最高。扫描电子显微镜和能谱分析表明，铜渣还原焙烧后形成多孔结构，硅酸盐孔洞表面镶嵌大量纳米级至微米级零价铁颗粒。增加微纳米铁的用量、提高废水温度和降低溶液的初始p H值，可以提高Cr(VI)的去除率。在微纳米铁用量为1 g/L、废水温度为27℃、初始p H为3的条件下，处理浓度为10 mg/L的废水，反应2.5 min即可去除100%的Cr(VI)。机理分析表明，微纳米铁与Cr(VI)发生了氧化还原反应，Cr(VI)被还原生成Cr(Ⅲ)并被矿化为铬铁矿。     

铜渣制备微电解填料及其处理甲基橙废水的研究

为了探索高效利用铜渣的新途径,以贵溪冶炼厂的水淬铜渣和山东某无烟煤为原料,进行了制备微电解填料的工艺条件研究,并对其处理甲基橙模拟废水的工艺条件进行了研究。结果表明,在无烟煤与铜渣质量比为25%,焙烧温度为1 150℃,焙烧时间为60 min条件下制备的微填料对甲基橙模拟废水具有较好的去除效果:碎磨至-0.1 mm的2.0 g填料处理浓度为100 mg/L、体积为400 m L的甲基橙模拟废水,在初始pH=2~10的情况下处理10min,甲基橙的去除率均在95%以上。     

铜冶炼渣浮选尾矿煤基还原制备微电解填料及其性能评价研究

铜冶炼渣浮选会产生大量尾矿,尾矿中的铁含量远高于我国铁矿石的平均品位。为了实现铜渣选铜尾矿的资源化利用,选取云南某炼铜企业的铜渣选铜尾矿作为原料,无烟煤作为还原剂,采用煤基还原的方法制备微电解填料;并研究填料制备工艺条件对其处理甲基橙的影响。结果表明,在焙烧温度1 300 ℃、焙烧时间60 min、无烟煤用量为铜渣选铜尾矿质量30%的条件下制备的填料对甲基橙降解的效果最好,提高填料用量可以增加降解效果。在甲基橙初始pH值为2~10的条件下,用填料处理30 min,甲基橙的脱除率接近100%。     

褐铁矿碳热还原制备硫化零价铁及其降解甲基橙废水研究

本文以褐铁矿和硫磺为原料,通过碳热还原法制备硫化零价铁(S-ZVI),并将其用于降解甲基橙废水。考察了制备条件对S-ZVI性能的影响,结果表明,在硫磺用量为3%、焙烧温度为1000 ℃、煤用量为25%、焙烧时间为60 min条件下制备的S-ZVI对甲基橙的降解性能最佳。对最佳条件制备的S-ZVI进行X射线衍射、扫描电子显微镜和能谱分析,结果显示,S-ZVI颗粒呈核壳结构负载于石英表面,粒度主要分布在200~400 nm。研究了反应条件对S-ZVI降解甲基橙的影响,结果表明,增加S-ZVI的用量和降低废水初始pH,均能提高甲基橙的降解率。在S-ZVI用量为2.5 g/L、废水温度为30°C、初始pH为7.18、甲基橙浓度为600 mg/L的条件下,反应60 min后S-ZVI对甲基橙的去除容量达486.53 mg/g。机理分析表明,S-ZVI与甲基橙溶液发生氧化还原反应,S-ZVI中的ZVI部分被氧化为磁铁矿,甲基橙分子的偶氮键被破坏,生成磺胺酸。     

铜冶炼渣固废资源制备珠铁的研究

为了最大程度地回收铜渣中的铁资源、得到高品质的珠铁产品, 在实验室条件下模拟转底炉, 使用高温炉焙烧还原由铜渣、还原煤、石灰石制备的含碳球团, 直接还原生成珠铁和渣, 再通过人工挑选的方式实现渣铁分离。研究了焙烧温度、焙烧时间、还原煤用量、石灰石用量等因素对焙烧效果、珠铁全铁品位、铁回收率的影响, 确定较佳的球团配料比为铜渣∶还原煤∶石灰石=100∶20∶10, 较佳的焙烧条件为焙烧温度1 400 ℃、焙烧时间40 min, 最终可获得铁回收率91.04%、全铁品位94.72%、C含量1.23%的高品质珠铁。     

铜尾渣深度还原回收铁工艺研究

为给含铁铜渣深度资源化利用提供技术依据,以国内某铜渣磨矿-浮选选铜尾矿为原料,以焦粉为还原剂、氧化钙为添加剂,以含铁硅酸盐还原成金属铁为目标,以还原产物磨矿-弱磁选精矿指标为评价依据,进行了还原焙烧工艺条件研究。试验结果表明：①还原温度和还原时间对还原效果影响显著;②在氧化钙用量为6%、焦粉用量为14%、还原温度为1 300 ℃、还原时间为2 h情况下,获得的金属铁粉的铁品位为92.96%、铁回收率为93.49%,且杂质硫磷含量低,属优质炼钢辅料。铜尾渣深度还原产物的SEM分析表明,还原产物中金属铁颗粒粒度较均匀,形状较规则,嵌布关系较简单,无明显夹杂其他渣相的现象,这为后续磨选作业实现铁颗粒的较好解离和获得较好分选指标创造了条件。     

铁碳微电解填料制备及其降解黄药研究

微电解是一种有效、廉价、绿色的工业废水预处理技术。本研究以铁、碳、粘结剂、造孔剂为原料优化设计制备出了微电解填料,并考察了其用于降解去除异丁基黄药的效果,重点研究了反应时间、填料用量和模拟废水初始pH值对微电解降解异丁基黄药的影响,并用GC-MS测定异丁基黄药降解后产物。结果表明,填料最佳制备条件为:m（Fe）/m（C）=1 GA6FA 1、粘结剂含量为20%、造孔剂含量为3%、煅烧温度为900 ℃、煅烧时间为2.5 h。微电解降解异丁基黄药最佳条件为:模拟废水初始pH=7、反应时间为90 min、填料用量为500 g/L,在此条件下溶液中异丁基黄药、COD、和TOC最终降解率分别为89.91%、79.91%、和35.87%。微电解降解异丁基黄药的最终产物是CO₂、H₂O和SO₄2-。微电解可以用于净化降解选矿废水残留药剂。      

焙烧-浸出-磁选回收铜渣中的铁

以煤粉作还原剂, 采用焙烧-浸出-磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究。探讨了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量、碳酸钠用量等因素对铁回收的影响, 最佳工艺条件为: 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间60 min, 煤粉用量1%, 碳酸钠用量10%, 在此条件下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选, 可获得铁品位62.53%、铁回收率70.82%的铁精矿。     

铜渣高温快速还原焙烧-磁选回收铁的研究

采用高温快速还原焙烧-磁选工艺从铜冶炼渣回收铁, 系统研究了碱度(CaO/SiO₂)、还原温度、还原时间、还原剂用量等因素对磁选金属铁粉质量的影响。结果表明, 铜渣中的铁主要以铁橄榄石形式存在, 其次为磁铁矿; 在碱度(CaO/SiO₂)0.6、焦粉配比12%、还原温度1 300 ℃、还原时间30 min、铜渣粒度-0.074 mm粒级占95%、磁场强度0.08 T的条件下, 可得到铁品位91.10%、金属化率94.27%的金属铁粉。     

含砷铜渣N_2-CO气氛中还原焙烧脱砷新工艺

在分析含砷铜渣理化性质的基础上,研究了铜渣中砷在N2-CO弱还原焙烧过程中的挥发行为,系统考察了还原温度、还原时间和CO浓度等因素对脱砷效果的影响。结果表明,在氮气中通入一定的CO气体可实现砷酸盐的还原,并抑制铁橄榄石和磁铁矿的还原。在还原温度1 100℃、焙烧时间60 min、CO浓度2.5%、铜渣粒度75~100μm的条件下预处理后,铜渣中砷含量仅为0.044%,脱除率可达到70.17%,脱砷效果明显,为后续直接还原提铁实验提供了良好的原料条件。     

石棉尾矿加碱焙烧去非金属氧化物作用研究

以石棉尾矿为原料,将其与氢氧化钠经混合焙烧、水浸得到焙烧水浸产物。考察主要工艺条件NaOH与SiO2摩尔比、焙烧反应温度和焙烧反应时间等对焙烧产物及焙烧水浸产物的影响,结合物相、结构变化等探讨去非金属氧化物作用过程和作用机制。结果表明,加碱焙烧的优化工艺条件为:n(NaOH)∶n(SiO₂)摩尔比为4.0,反应温度为600℃,反应时间为2 h,此条件下加碱焙烧去非金属氧化物作用明显,水浸渣中主晶相均为氧化镁。当焙烧温度大于255℃时,随焙烧温度的升高,镁氧八面体片发生脱水,硅氧四面体结构破坏,形成可溶的硅酸镁钠;当焙烧温度为830℃时,硅酸镁钠由可溶物质转变为难溶物质。     

电炉渣高温改性过程中铁物相的行为变化

通过高温改性回收电炉渣中的铁, 研究了保温时间、缓冷时间、盐类添加剂及其用量对电炉渣中铁物相转变的影响, 利用XRD衍射分析电炉渣改性前后的铁物相的赋存状态, 并对改性焙烧产物进行磁选验证了改性效果。结果表明: 焙烧温度1 350 ℃, 焙烧时间120 min, 缓冷时间180 min, 盐类添加剂用量为w(66.7% CaCO₃+ 33.3%MgCO₃)/w(SiO₂)=3/4条件下, 电炉渣中铁橄榄石全部转化为赤铁矿和磁铁矿, 经磁选可得品位50.12%、回收率72.67%的铁精矿。焙烧时间的增加有利于磁铁矿物相的析出和长大; 延长缓冷时间促进赤铁矿物相的形成; 碳酸钙和碱式碳酸镁的组合使用有利于提高铁精矿品位和回收率。     

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。     

直接还原焙烧—弱磁选回收河南某金冶炼渣中铁

河南某黄金冶炼渣铁品位为27.24%,铁主要以赤铁矿的形式存在。为回收该渣中铁,采用直接还原焙烧—弱磁选工艺进行试验。结果表明:在还原剂焦煤加入量为15%、氧化钙加入量为5%、焙烧温度为1 150℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨细至-0.045 mm占75%、弱磁选磁场强度为60 k A/m时,可以获得铁品位为91.4%、回收率为79.5%的铁精矿,实现了该黄金冶炼渣中铁的高效回收。     

含砷、锡铁精矿煤基直接还原焙烧脱除砷锡试验研究

采用煤基直接还原焙烧工艺对内蒙古黄岗含砷、锡铁精矿进行了焙烧脱除砷锡试验研究。考察了焙烧工艺、焙烧气氛及氯化剂用量等工艺参数对产品中砷、锡脱除效果的影响。结果表明, 砷主要是在中性焙烧阶段被氧化脱除, 锡是在还原焙烧阶段与氯化剂反应生成易挥发的氯化物挥发脱除。综合试验结果表明, 在优化条件下, 还原焙烧-磁选得到直接还原铁产品中TFe品位及回收率均达到88%, As残余含量0.03%, Sn残余含量0.07%。     

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...