金川镍渣直接还原磁选提铁实验研究

通过实验对镍渣和煤粉制备的含碳球团直接还原及磁选进行了研究,考察了不同温度、C/O、碱度等参数随时间的金属化率变化情况,以及不同磨矿细度下的磁选结果。结果表明:碳氧比为1.2,碱度为0.5的镍渣含碳球团,在1300℃下直接还原20min后可以获得98.34%的金属化率,在该条件下还原后所得金属化球团磨矿时间从10 min增加到90min,-200目所占比例从46.9%增加到95.6%,磁选后精矿TFe含量从78.82%降低到74.01%,而磁选产率与铁回收率则分别从51.77%和79.02%增加到70.92%和89.80%。实验室结果表明,镍渣通过含碳球团直接还原磁选的方式利用其中的铁资源在工艺上是可行的。     

铁矾渣直接还原—磁选—反浮选工艺探索

采用配碳球团直接还原铁矾渣得到金属化球团,烟气回收次氧化锌和铅,金属化球团经磨矿磁选得到铁精矿Ⅰ,之后再进行浮硅抑铁反浮选得到铁精矿Ⅱ。研究表明,在碱度为2.5、配碳比为1.4、1 300℃还原30min时,金属化率达到98.47%,铅、锌挥发率分别达到86.25%和98.54%。将金属化球团磨样后在159.2kA/m时磁选效果最好,铁精矿Ⅰ品位为46.66%,铁回收率达到79.79%,经反浮选后得到品位60.30%的铁精矿Ⅱ。     

金川镍闪速炉渣还原提铁试验研究

介绍了金川镍闪速炉渣电弧炉熔化一还原提取铁、镍、钴、铜等有价金属的试验研究。该工艺可控制二次渣含铁小于5%,铁的回收率在90%以上,镍、钴、铜的回收率在95%以上。     

含碳球团竖炉直接还原试验研究

文中报告了９００～９７０℃下含碳球团竖炉直接还原热模拟试验的结果,试验结果表明：含碳４％～８％冷固结含碳球团的冶金性能,可以满足竖炉直接还原的要求;同时发现在含碳球团竖炉直接还原过程中,仍以气体还原为主,但固体碳直接还原的比例随温度升高而增加。并研究了含碳球团竖炉直接还原的规律和工艺参数。     

镍渣直接还原提铁及同时制备胶凝材料的研究

通过控制温度和配比,使镍渣经过一次焙烧反应后同时生成还原铁与胶凝性物质硅酸三钙(C3S)和硅酸二钙(C2S)。考察了配碳量、还原温度、还原时间、氧化钙加入量及升温方式对试验的影响。结果表明,先在1 000℃还原40min,然后在1 480℃还原90min的两段法升温法可以同时生成铁单质和胶凝物质,镍渣中铁回收率为72%,生成的胶凝材料含55%的C3S。     

提钒尾渣内配碳球团直接还原试验

在实验室条件下,对提钒尾渣压力成型工艺进行研究,考察煤粉配比、粘结剂配比、生石灰配比及成型压力等因素对提钒尾渣内配碳球团强度的影响,确定了最佳方案。结果表明,球团的强度可满足后续处理工艺的要求。并研究了配碳量、碱度、还原温度及还原时间与该种球团直接还原金属化率的关系。     

褐铁矿直接还原熔分制备珠铁研究

采用包头地区某褐铁矿粉和无烟煤粉为主要原料配制含碳球团,通过高温直接还原熔分制备珠铁。考察了配碳量、粒度、温度、保温时间对还原和熔分的影响。试验结果表明,温度和保温时间是直接还原和融分效果的主要影响因素。球团配碳量nC/nO=1.1,褐铁矿粉和煤粉粒度为小于0.048 mm(-320目)在1 370℃保温时间为5 min,所得产物还原率高,渣铁分离效果好,并且分离的渣能够自然粉化,有利于进一步筛分得到高品质的珠铁,产品可以作为炼钢原料。     

高炉瓦斯灰制含碳球团直接还原试验研究

通过试验对高炉瓦斯灰和氧化铁皮制得含碳球团的直接还原进行了研究,考察了不同还原气氛、球团中不同C/O、还原时间、还原温度对还原结果的影响。结果表明:高温下含碳球团在空气中直接还原就能获得很高的金属化率。当球团中C/O在1.2以上时,球团的金属化率在还原过程中一直增加,在1 350℃下还原30 min,球团的金属化率达到96.94%。球团金属化率的变化趋势表明球团在反应开始是由化学反应控速环节控制,而后逐渐向扩散控速环节过渡。在1 400℃下空气中还原30 min,球团中还原出的铁与渣完全分离。     

钒钛磁铁矿含碳球团直接还原试验研究

基于转底炉直接还原工艺,通过正交试验,研究了配碳量、还原温度、还原时间对钒钛磁铁矿含碳球团金属化率的影响,并对其影响规律进行了分析。结果表明:配碳量是影响金属化率最重要的因素,还原时间次之,还原温度的影响不显著。在配碳量为1.0、还原温度为1 350℃、还原时间25 min的工艺条件下,金属化率最高为94.59%。     

含碳球团直接还原过程的数值模拟

基于质量守恒方程、能量守恒方程及化学反应速度式,建立了描述含碳球团直接还原过程的数学模型,用此模型所做的数值计算结果与试验结果基本吻合。数值模拟结果表明:影响含碳球团还原速率的最重要因素是炉温,含碳球团应在尽可能高的炉温下焙烧;虽然大球的还原速度开始阶段较慢,但焙烧时间足够长时,不论球大小,都可达到高金属化率;只有配碳量足够时才能获得较快的还原速率和较高的还原度。     

Growth Characteristics of Metallic Iron Particles in the Direct Reduction of Nickel Slag

Metallurgical and Materials Transactions B - Coal-based direct reduction of nickel slag and magnetic separation of iron are effective methods of secondary resource utilization. The growth...     

Direct Reduction Experiment on Iron-Bearing Waste Slag

 A lot of iron-bearing slags were produced, and whose grade is much more than that of industrial iron ore grade. Chemical analysis and phase identification shows that the iron-bearing slag is amorphous, has fayalite main phase, iron grade is 36. 10%, and is difficult to recover iron from the slag. Thermodynamic calculation indicates that CO cannot reduce fayalite at high temperature and carbon direct reduction can be effective. Moreover, the reaction begins at 770 ℃ and the temperature can be reduced down to 500℃ when CaO is added. On this basis, a method is put forward to making direct enrichment of iron by taking carbon contained pellets to realize the rapid reduction of fayalite, and the direct reduction process were studied in this paper. Experiments show that xC/xO should be less than 1. 5 for the need of reduction and carburization, and CaO and Al2O3 can spur the reduction of fayalite. On conditions that xC/xO is 1. 2, metallization rate can be 77% when temperature is 1250 ℃ and only carbon is added, and metallization rate can be 74% when temperature is 1200 ℃ and only CaO is added. Moreover the addition of Al2O3 can get a higher metallization rate (10% or so) than usual as R is between 0. 4 and 1. 0. Under the optimized condition of R equals to 0. 6, temperature of 1250 ℃, slag melting point of 1320 ℃, and time of 30 min, the metallization rate can reach 88. 43%.     

铜冶炼渣选铜尾矿还原焙烧—磁选回收铁工艺研究

以炭粉为还原剂,通过还原焙烧—磁选工艺从铜冶炼渣选铜尾矿中回收铁,考察了影响铁回收效果的主要工艺参数,并通过试验验证。结果表明,在炭粉用量为铜渣量的25%、氧化钙用量为铜渣量的10%、焙烧温度1 300℃、焙烧时间1.5h、焙烧产物磨细度为-0.074mm占55%的条件下,磁选精矿(即还原铁粉)铁含量可达92.16%,尾矿铁含量可降低至3.91%,铁回收率87.65%。     

从镍湿法冶炼系统黄钠铁矾渣中综合回收铜镍

研究了采用氧化焙烧-酸浸工艺从镍湿法冶炼黄钠铁矾渣中浸出铜和镍,考察了焙烧温度、焙烧时间、浸出液固体积质量比、硫酸质量浓度对铜、镍浸出率的影响。试验结果表明:采用氧化焙烧-酸浸工艺,在适宜条件下,铜浸出率达97%以上,镍浸出率达95%以上。     

酸洗—还原浸出法从镍钴净化渣料中回收镍钴

采用酸洗—还原酸浸工艺回收某冶炼厂净化渣中的镍钴。重点讨论了酸洗终点pH和还原浸出过程中酸浓度、温度及时间、终点pH、液固比、还原剂用量对镍钴浸出率的影响。结果表明,酸洗在终点pH=2.5的条件下,镍的浸出率为78.1%,而钴的浸出率极低。当还原酸浸出工艺在液固比10:1、酸浓度1.5mol/L、时间3.0h、温度60℃、还原剂用量1.0 mL/g的条件下,镍和钴的浸出率分别达到98.3%和97.5%。     

铜渣熔融还原回收铁试验研究

以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温100min的条件下对浮选尾渣进行熔融还原,焙烧后的产物破碎磨细至-0.074mm占85%,再进行弱磁选,可获得铁品位为67.47%的还原铁精矿,铁回收率为92.32%。     

铜冶炼炉渣浮选尾矿中选铁的试验研究

主要试验研究了铜冶炼炉渣浮选后尾矿中铁的富集回收.经过试验对比,一段弱磁选可获得48％左右的铁精矿,再经过弱磁精选,铁精矿品位仅能提高至49.73％,产率25.39％,回收率30.23％;一段磁选精矿经过再磨,并添加分散剂,再进行一次磁选,精矿含铁可达51.56％,产率22.08％,铁回收率27.14％.     

铜渣与高炉灰共还原—磁选回收铁试验

以铁品位35.59%的山东某地的铜渣和山东、甘肃两地的四种高炉灰为原料,进行共还原—磁选回收铁工艺试验,研究了高炉灰作为共还原—磁选工艺还原剂的可行性。结果表明,焙烧体系中仅加入高炉灰时,铜渣与高炉灰共还原—磁选所得还原铁指标均较差;当加入氟化钙时,还原铁中铁品位和铁回收率均大于90%,指标较好,实现了铜渣与高炉灰中铁资源的高效回收。高炉灰种类及用量、氟化钙用量、还原温度、还原时间及磨选条件均对还原铁指标有影响,在铜渣∶G1∶氟化钙质量比为100∶30∶15、共还原温度1250℃、共还原时间60 min的条件下焙烧,然后在磨矿细度-74μm占51.87%、磁场强度80 kA/m条件下磁选,可获得铁品位和铁回收率分别为92.06%和92.65%的直接还原铁。该工艺可以为铜渣和高炉灰的综合利用提供参考。     

某含铜物料综合回收镍铜工艺研究

对某含铜物料进行常压通氧酸浸研究,考察液固比、加酸量、温度、浸出时间对含铜物料中镍、铜浸出率的影响。结果表明,在常压条件下通过酸浸能够将含铜物料中的铜浸出,镍部分浸出,在下述最佳浸出条件下,铜、镍、铁的浸出率分别为96.65%、7.63%、39.84%:液固比8∶1、温度85℃、加酸量120g/L、时间6h。     

从废弃炉渣中分离回收钴、镍

用酸（硫酸＋少量硝酸）浸出废弃炉渣,其中的Cu、Ni浸出率达99％以上,Co浸出率为87％。浸出液用铁粉置换法分离铜、黄钠铁矾法除铁、NaF法除钙镁、P204深度除杂、P507分离镍钴,杂质去除率达99．5％以上,Ni、Co回收率均超过94％。