.1596 工程科学学报,第43卷,第12期 杂,依靠传统的物理选矿方法一直难以实现其中 熔析结晶,分离产物为钙钛矿;在氧化气氛条 共生组分的有效分离与回收四对于这类复杂矿 件下熔析结品,分离产物为金红石:加入石英 炼铁熔渣,采用熔析结晶一超重力分离,可以有效 沙调整熔渣碱度CaO/SiO2至0.5左右进行熔析结 分离其中有价共生组分:如果结合高温化学反 晶,分离产物为黑钛石:加入炭粉反应后,分离 应,使熔渣中的共生组分转化成另一物相,再施 产物为碳化钛高炉炼铁含钛熔渣,在适宜的 以超重力分离就可得到相应的目标产物.例如高 条件下熔析结晶或化学转化,目标产物单一,而 炉炼铁含钛熔渣,如图6所示,在大气环境条件下 且转化比较彻底 Microstructure SEM TiO, Crystallization 0A100 Perovskite 200μm 25 子 Mass fraction of Ca/% Mass Oxidation Rutile 50 50 CaTiO, 200um Ti-bearing TiO 75 slag 25 Reduction Anosovite 100 0 200μm SiO, CaO0 25 50 75 100 Mass raction of SiO,/% Carbonization Tic 2m 图6不同条件下熔析结品一超重力分离含钛高炉渣中富钛相 Fig.6 Selective crystallization and separation of titanium-rich phases in a titanium-bearing blast furnace slag by supergravity 转炉钒渣(13.5%V203,37.3%Fe0,14.5%Si02, 熔渣,如图8所示,1400℃熔析结品超重力过滤分 12.5%TiO2,9.0%Mn0,4.0%Cr203,3.2%Al203,2.8% 离得到以铈为主的氟氧稀土[Ce,La,Pr,NdO4F3,稀 MgO,2.6%CaO)冷却过程优先析出高熔点的钒铁 土元素Ce的分离率达98%以上;尾渣1200℃进 尖晶石FeVO4,而且结晶析出很完全,而硅酸盐开 一步熔析结晶超重力过滤分离得到以镧为主的铁 始析出温度是1523K,因此在硅酸盐析出之前施 酸稀土[Ce,La,Pr,Nd]FeO3,La的分离率达97%以 以超重力过滤,就可将含钒物相分离.图7所示是 上;残渣1100℃进一步熔析结晶超重力过滤可将 攀钢转炉钒渣在温度1557K、重力系数900、分离 其余少量稀土化合物Ca[Ce,La,Nd,Prh[(Si,P)O4lF 时间20min的实验结果,V2O3的质量分数由原渣 分离出来B四 的13.5%提高到25.2%,V203的收得率达97.4%; 钛渣、钒渣和稀土渣,优先结晶析出相是目标 Si02的质量分数由原渣的14.5%降低到2.2%,Si02 产物,而硼镁铁矿炼铁渣(20%B2O3,50%MgO, 去除率达92.5%.少量V2O3生成低熔点MnV2O4 25%SiO2,3%Ca0,2%Al2O3)在缓慢冷却降温过程, 而进入尾渣,如果控制钒渣中MnO含量,V2O3收 首先析出高熔点镁橄榄相Mg2SiO4,开始析出温度 率可进一步提高2刃 是1623K:当温度降到1473K时,富含B03的遂 含稀土的熔渣,熔析结晶产物虽然与温度、渣 安石相Mg2B2O5也开始结晶析出,到温度降至 成分关系很大P8-0,但也可以实现高效率的稀土 1323K时,Mg2B,O5结晶基本完成.由于镁橄榄相 组分分离富集,例如包头白云鄂博稀土精矿(392% 和遂安石相析出温度区间存在重叠区,因此很难 RE0,17.3%Ca0,9.6%P205,9.1%Fe203,4.9%S03, 一步完成单一相分离,但可以先将Mg2SiO4和 13.3%F,1.1%Si02,3.5%Mg0,1.6%Ba0,0.4%Mn0) Mg2B2O5的混和相分离,然后再将混和物升温至
杂,依靠传统的物理选矿方法一直难以实现其中 共生组分的有效分离与回收[22] . 对于这类复杂矿 炼铁熔渣,采用熔析结晶−超重力分离,可以有效 分离其中有价共生组分;如果结合高温化学反 应,使熔渣中的共生组分转化成另一物相,再施 以超重力分离就可得到相应的目标产物. 例如高 炉炼铁含钛熔渣,如图 6 所示,在大气环境条件下 熔析结晶,分离产物为钙钛矿[23] ;在氧化气氛条 件下熔析结晶,分离产物为金红石[24] ;加入石英 沙调整熔渣碱度 CaO/SiO2 至 0.5 左右进行熔析结 晶,分离产物为黑钛石[25] ;加入炭粉反应后,分离 产物为碳化钛[26] . 高炉炼铁含钛熔渣,在适宜的 条件下熔析结晶或化学转化,目标产物单一,而 且转化比较彻底. CaO SiO2 TiO2 TiO2 CaTiO3 Ti-bearing slag Crystallization Oxidation Reduction 0 0 0 25 25 25 Mass fraction of SiO2 /% Carbonization Mass fraction of SiO2 Mass fraction of CaO/ /% % 50 50 50 75 75 75 100 100 100 Microstructure SEM 200 μm 200 μm 200 μm 2 μm Perovskite Rutile Anosovite TiC 图 6 不同条件下熔析结晶−超重力分离含钛高炉渣中富钛相 Fig.6 Selective crystallization and separation of titanium-rich phases in a titanium-bearing blast furnace slag by supergravity 转炉钒渣 ( 13.5%V2O3, 37.3%FeO, 14.5%SiO2, 12.5%TiO2, 9.0%MnO, 4.0%Cr2O3, 3.2%Al2O3, 2.8% MgO,2.6%CaO)冷却过程优先析出高熔点的钒铁 尖晶石 FeV2O4,而且结晶析出很完全,而硅酸盐开 始析出温度是 1523 K,因此在硅酸盐析出之前施 以超重力过滤,就可将含钒物相分离. 图 7 所示是 攀钢转炉钒渣在温度 1557 K、重力系数 900、分离 时间 20 min 的实验结果,V2O3 的质量分数由原渣 的 13.5% 提高到 25.2%, V2O3 的收得率达 97.4%; SiO2 的质量分数由原渣的 14.5% 降低到 2.2%,SiO2 去除率达 92.5%. 少量 V2O3 生成低熔点 MnV2O4 而进入尾渣,如果控制钒渣中 MnO 含量,V2O3 收 率可进一步提高[27] . 含稀土的熔渣,熔析结晶产物虽然与温度、渣 成分关系很大[28−30] ,但也可以实现高效率的稀土 组分分离富集,例如包头白云鄂博稀土精矿(39.2% REO, 17.3%CaO, 9.6%P2O5, 9.1%Fe2O3, 4.9%SO3, 13.3%F,1.1%SiO2,3.5%MgO,1.6%BaO,0.4%MnO) 熔渣,如图 8 所示,1400 ℃ 熔析结晶超重力过滤分 离得到以铈为主的氟氧稀土 [Ce,La,Pr,Nd]3O4F3,稀 土元素 Ce 的分离率达 98% 以上;尾渣 1200 ℃ 进 一步熔析结晶超重力过滤分离得到以镧为主的铁 酸稀土 [Ce,La,Pr,Nd]FeO3,La 的分离率达 97% 以 上;残渣 1100 ℃ 进一步熔析结晶超重力过滤可将 其余少量稀土化合物 Ca3 [Ce,La,Nd,Pr]2 [(Si,P)O4 ]3F 分离出来[31] . 钛渣、钒渣和稀土渣,优先结晶析出相是目标 产 物 , 而 硼 镁 铁 矿 炼 铁 渣 ( 20%B2O3, 50%MgO, 25%SiO2,3%CaO,2%Al2O3)在缓慢冷却降温过程, 首先析出高熔点镁橄榄相 Mg2SiO4,开始析出温度 是 1623 K;当温度降到 1473 K 时,富含 B2O3 的遂 安 石 相 Mg2B2O5 也开始结晶析出 ,到温度降 至 1323 K 时,Mg2B2O5 结晶基本完成. 由于镁橄榄相 和遂安石相析出温度区间存在重叠区,因此很难 一步完成单一相分离 ,但可以先 将 Mg2SiO4 和 Mg2B2O5 的混和相分离,然后再将混和物升温至 · 1596 · 工程科学学报,第 43 卷,第 12 期
郭占成等:超重力冶金:科学原理、实验方法、技术基础、应用设计 .1597· G= G=900 errovanadium spine XRD 1-FeV0,(75-1519) 2-FeSi04(70-1861) 3-Fe,Ti018-68) 4-MnV0,(73-1634) Ferrovanadium spinel 0 um 27 -Slag +7 Normal +6 gravity 100um 40 60 80 100 20/() 图7超重力分离转炉钒渣中钒铁尖晶石(F©Vz0,) Fig.7 Separation of vanadium-iron spinel(FeV2O)in a vanadium-bearing converter slag by supergravity Rate of recovery (Ce) is98.36% Rate of recovery (La) 89770经 25m Rare earth 1400℃ concentrate Rare earth oxyfluoride 1200℃ 100m Rare earth ferrite Rat 97.70% 25m Slag 1100℃ 100μm 100 Hm Slag Britholite 图8超重力梯级分离稀土精矿熔渣中不同稀土相 Fig.8 Stepwise separation scheme of different rare-earth phases in a rare earth melt by supergravity Mg2B2O5和Mg2SiO4的熔点之间(1483~1523K),最后分离得到的遂安石中B2O3的质量分数可达 进一步进行超重力分离,如图9所示(T表示温度), 45%以上2- (a) (b) (c) Mg,SO, Step 1一Mg2Si0:(4-769) 2-Mg,B,0.(15-537 Suanite and olivine i山 Slag 300m Step Mg.B.Os 菲果 Olivine 目目 (- Suanite mm 10 20 30 405060 70 8090 20) 图9超重力分步分离含硼渣中遂安石(Mg,BOs).(a)步骤1T=1443K,G=1000:(b)步骤:T=1523K,G=1000:(c)相应的电镜图及X射线行射图 Fig Two-step separation of suanite (MgzB2O)in a boron-bearing slag by supergravity:(a)step I:T=1443 K,G=1000(b)step Il:T=1523 K.G= 1000;(c)SEM and XRD
Mg2B2O5 和 Mg2SiO4 的熔点之间(1483~1523 K), 进一步进行超重力分离,如图 9 所示(T 表示温度), 最后分离得到的遂安石中 B2O3 的质量分数可达 45% 以上[32−34] . (a) (b) (c) 300 μm 1 mm Mg2SO4 Mg2B2O5 Intensity/a.u. Step Ⅰ 1 1 2 2 2 2 1 2 (020) (100) (110) (200) (−220) (−320) (−341) (0-21) (021) (111) (130) (131) (112) (211) (222) (133) (062) 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 11 1 11 Step Ⅱ 10 20 30 40 50 60 70 80 90 2θ/(°) Slag Olivine Suanite 1—Mg2SiO4 (4-769) 2—Mg2B2O5 (15-537) Suanite and olivine 图 9 超重力分步分离含硼渣中遂安石 (Mg2B2O5 ). (a)步骤 I: T=1443K, G=1000;(b)步骤 II: T=1523K, G=1000;(c)相应的电镜图及 X 射线衍射图 Fig.9 Two-step separation of suanite (Mg2B2O5 ) in a boron-bearing slag by supergravity: (a) step I: T = 1443 K, G = 1000; (b) step II: T = 1523 K, G = 1000; (c) SEM and XRD G=1 G=900 Ferrovanadium spinel Slag Slag 50 μm 100 μm 20 40 2θ/(°) 60 80 +6 +4 +3 +5 +7 Intensity (a.u.) XRD 1 1 4 3 2 1 1 2 1 1 2 2 2 2 2 1 1 1 1 1 1 1—Fe2VO4 (75-1519) 2—Fe2SiO4 (70-1861) 3—Fe2TiO4 (18-68) 4—Mn2VO4 (73-1634) Ferrovanadium spinel Normal gravity 4 3 2 4 3 2 4 3 2 4 3 4 2 4 2 4 2 1 4 2 1 4 3 1 100 图 7 超重力分离转炉钒渣中钒铁尖晶石 (FeV2O4 ) Fig.7 Separation of vanadium–iron spinel (FeV2O4 ) in a vanadium-bearing converter slag by supergravity Rare earth concentrate 1400 ℃ 1200 ℃ 1100 ℃ Supergravity Supergravity Slag Slag 100 μm 100 μm 100 μm 25 μm 25 μm 25 μm Rate of recovery (Ce) is 98.36% Rate of recovery (La) is 97.70% Rate of recovery (rare earth) is 97.70% Britholite Rare earth oxyfluoride Rare earth ferrite Ce La 100 μm 图 8 超重力梯级分离稀土精矿熔渣中不同稀土相 Fig.8 Stepwise separation scheme of different rare-earth phases in a rare earth melt by supergravity 郭占成等: 超重力冶金:科学原理、实验方法、技术基础、应用设计 · 1597 ·
1598 工程科学学报,第43卷,第12期 3.2复杂共生矿直接还原铁-超重力低温渣/铁熔分 会进人铁水B7-9,而超重力渣/铁分离,由于温度 提高复杂共生矿资源利用率是解决我国铁矿 低、时间短,大部分元素P仍然保持在渣相中,从 资源的重要途径.传统高炉炼铁工艺,由于共生组 而可获得低P还原铁.图10(a)所示高磷鲕状赤铁 分稀释于炼铁熔渣中,不利于共生组分的分离提 矿(50.2%TFe,0.81%P)900℃经H2还原后(金属化 取.冶金界遍认为低温直接还原-高温渣铁熔 率~80%),在1200℃温度下的超重力渣/铁分离效 分是解决这一问题的合理工艺3),然而,由于渣/铁 果,当重力系数达到1200时,分离产品铁的P的质 高温熔分过程的炉衬侵蚀及为渣/铁良好分离而 量分数可降低至0.083%,达到了炼钢原料的要 加入添加剂,炉渣中共生组分含量虽然比高炉炼 求0-切]图10(b)所示稀土共生铁矿(27.1%TFe, 铁渣大幅提高,但含量仍然偏低,达不到经济利用 6.35%R0)900℃经H2还原后(金属化率~93%), 要求.例如,钒钛磁铁矿转底炉直接还原-电炉 在1100℃温度下的超重力分离效果,当重力系数 渣/铁熔分工艺,理论上渣中TO2的质量分数可达 达到1000时,分离产品稀土渣中Re0的质量分数 45%左右,但实际工业试验仅为35%左右而如果 达29.96%43-灯硼镁铁矿直接还原后在1300℃温 采用超重力低温渣/铁分离,即在渣的熔点之上和 度下超重力分离,含硼渣中B2O3质量分数可达到 铁的熔点之下,则可以解决这一问题.特别是对于 35.61%;但是,钒钛磁铁矿直接还原产品,由于渣 高磷矿,直接还原温度下元素P不会进入还原铁, 相熔点高,当温度达到1350℃时,超重力分离才 但在渣/铁熔融分离的温度条件下大部分P元素仍 有较好的渣/铁分离效果 =1 G=1200 (a) 100 100 90 80 70 17o In slag phase 一能 % 1.0 口0.96% 3 0.5 0.0 In iron phase 10 Jo 300 600900 1200 Gravity coefficient G=1 G=1000 (b) 100 9000 ◆-MFe at1373K --MFe at 1473 K 60 -■-Re,O3at1373K --Re,O;at 1473 K -▲Re,O3at1373K 40 -△-Re,O,at1473K o 2004006008001000 Gravity coefficient 图10超重力渣/铁低温分离.(a)高磷鲕状赤铁矿:(b)稀土共生铁矿 Fig.10 Separation of slag and iron at low-temperature by supergravity:(a)high-phosphorus oolitic hematite:(b)rare earth symbiotic iron ore 3.3冶炼渣中金属液滴分离 炼渣(铝灰)中金属铝颗粒质量分数高达30%以上 高温冶炼反应剧烈,会产生大量金属液滴存在 为了回收渣中的金属颗粒,铜渣和钢渣通常采用细 于渣中,从冶炼炉排出熔渣中夹带了不少细小的金 磨浮选或磁选s6,铝灰通常采用氧化发热重熔炒 属液滴。例如,铜冶炼渣中含有质量分数为2%左右 灰回收金属铝,这些技术,不仅回收率低、能耗高, 的金属铜颗粒、炼钢渣中含有5%左右的铁颗粒、 还有二次污染.熔渣中金属液滴弥散分布难以聚集 硅冶炼渣中含有12%~21%左右的金属硅,而铝冶 分离的主要原因,一是金属液滴粒径小、表面张力
3.2 复杂共生矿直接还原铁−超重力低温渣/铁熔分 提高复杂共生矿资源利用率是解决我国铁矿 资源的重要途径. 传统高炉炼铁工艺,由于共生组 分稀释于炼铁熔渣中,不利于共生组分的分离提 取. 冶金界遍认为低温直接还原−高温渣/铁熔 分是解决这一问题的合理工艺[35] ,然而,由于渣/铁 高温熔分过程的炉衬侵蚀及为渣/铁良好分离而 加入添加剂,炉渣中共生组分含量虽然比高炉炼 铁渣大幅提高,但含量仍然偏低,达不到经济利用 要求. 例如,钒钛磁铁矿转底炉直接还原−电炉 渣/铁熔分工艺,理论上渣中 TiO2 的质量分数可达 45% 左右,但实际工业试验仅为 35% 左右[36] . 如果 采用超重力低温渣/铁分离,即在渣的熔点之上和 铁的熔点之下,则可以解决这一问题. 特别是对于 高磷矿,直接还原温度下元素 P 不会进入还原铁, 但在渣/铁熔融分离的温度条件下大部分 P 元素仍 会进入铁水[37−39] ,而超重力渣/铁分离,由于温度 低、时间短,大部分元素 P 仍然保持在渣相中,从 而可获得低 P 还原铁. 图 10(a)所示高磷鲕状赤铁 矿(50.2%TFe,0.81%P)900 ℃ 经 H2 还原后(金属化 率~80%),在 1200 ℃ 温度下的超重力渣/铁分离效 果,当重力系数达到 1200 时,分离产品铁的 P 的质 量分数可降低至 0.083%,达到了炼钢原料的要 求[40−42] . 图 10( b)所示稀土共生铁矿( 27.1%TFe, 6.35%ReO)900 ℃ 经 H2 还原后(金属化率~93%), 在 1100℃ 温度下的超重力分离效果,当重力系数 达到 1000 时,分离产品稀土渣中 ReO 的质量分数 达 29.96% [43−44] . 硼镁铁矿直接还原后在 1300 ℃ 温 度下超重力分离,含硼渣中 B2O3 质量分数可达到 35.61%;但是,钒钛磁铁矿直接还原产品,由于渣 相熔点高,当温度达到 1350 ℃ 时,超重力分离才 有较好的渣/铁分离效果. (a) G=1 G=1200 G=1 G=1000 (b) 100 90 80 70 60 1.5 1.0 0.5 0.0 Mass fraction of P/ % Mass fraction of MFe, RE O2 3 /% In slag phase 0.96% In iron phase 1 300 600 900 1200 1 200 400 600 800 1000 Gravity coefficient Gravity coefficient 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 100 90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 Recovery ratios of P/ % MFe at 1373 K MFe at 1473 K Re2O3 at 1373 K Re2O3 at 1473 K Re2O3 at 1373 K Re2O3 at 1473 K 图 10 超重力渣/铁低温分离. (a)高磷鲕状赤铁矿;(b)稀土共生铁矿 Fig.10 Separation of slag and iron at low-temperature by supergravity: (a) high-phosphorus oolitic hematite; (b) rare earth symbiotic iron ore 3.3 冶炼渣中金属液滴分离 高温冶炼反应剧烈,会产生大量金属液滴存在 于渣中,从冶炼炉排出熔渣中夹带了不少细小的金 属液滴. 例如,铜冶炼渣中含有质量分数为 2% 左右 的金属铜颗粒、炼钢渣中含有 5% 左右的铁颗粒、 硅冶炼渣中含有 12%~21% 左右的金属硅,而铝冶 炼渣(铝灰)中金属铝颗粒质量分数高达 30% 以上. 为了回收渣中的金属颗粒,铜渣和钢渣通常采用细 磨浮选或磁选[45−46] ,铝灰通常采用氧化发热重熔炒 灰回收金属铝,这些技术,不仅回收率低、能耗高, 还有二次污染. 熔渣中金属液滴弥散分布难以聚集 分离的主要原因,一是金属液滴粒径小、表面张力 · 1598 · 工程科学学报,第 43 卷,第 12 期
郭占成等:超重力治金:科学原理、实验方法、技术基础、应用设计 1599· 大,在熔渣中不易聚集长大,特别是铝液滴由于表 果会更好7-4图11(b)为转炉钢渣在微波加热角 面氧化膜的存在几乎不能聚集;二是由于粒径小浮 转子离心机重力系数62、温度1550℃、离心时间 力小,与熔渣基体的重力差难克服上浮或沉降过程 1min的实验结果,结果也说明超重力分离渣中 中熔渣的黏滞力.如前所述,超重力不仅可以克服 金属液滴效果很好.铝渣中的金属铝液滴表面有 金属液滴聚集的界面张力,而且显著增大了金属液 一层氧化铝膜,致使铝液滴的表面张力很大,常规 滴与熔渣的重力差,因此,热态熔渣在超重力条件 的高温分离效率很低,但在超重力作用下分离效 下可以快速实现金属液滴的分离 果很好,图11(c)是铝质量分数约12%~20%的二 图11(a)是金属铜质量分数为3.35%的闪速 次铝灰(炒灰分离后的铝灰)在重力系数1000和温 炉铜渣在1350℃重熔后导入立式离心分离机,在 度720℃的分离效果,分离时间5min时,金属 重力系数仅为80、分离时间仅1min条件下的试 A1的回收率达90%以上,残渣中已无明显的细小 验结果,试样横截面最外层是钼坩埚壁,在超重力 铝颗粒.此外,铁合金冶金渣也可以借助超重力分 的作用下金属Cu快速分离于坩埚壁,分离率达到 离其中的金属液滴,特别是硅冶炼渣中的金属硅, 了85%以上.实际上,由于熔渣导入过程降温及离 由于硅液滴的密度与熔渣的密度十分接近,熔融 心筒降温,熔渣在液态下的分离时间不足1min, 沉降分离很难,而在超重力条件下可实现很好的 这说明超重力显著增大了铜渣的分离速度.如果 分离,金属硅液滴沿重力反方向上浮聚集成硅液 在铜渣中加入少量碳粉或提高重力系数,分离效 连续相,熔渣在硅液下层 (a) 10 Ke 100m 100μm (b) Interface 100m 3 min 5 min (c) Before 100m After 100m 图11超重力分离治炼渣中金属液滴.(a)铜渣:(b)钢渣:(c)二次铝灰 Fig.11 Separation of various metal droplets from smelting slags by supergravity:(a)copper slag,(b)steel-making slag.(c)secondary aluminum ash 3.4危固冶炼渣超重力处理及循环利用 铝镁合金精炼渣中弥散细小的高熔点MgO 铝镁合金精炼渣主要由可溶性氯盐、氟盐和 等颗粒物,质量分数占30%~40%,如图12(a)所 不溶性氧化物组成,属危固冶金渣:不锈钢冶炼渣 示,若将高熔点颗粒物分离,则低熔点的氯盐和氟 及铬铁合金冶炼渣,由于Cr含量高,也是一种危 盐液相可作为精炼剂原料循环利用,而仅含少量 固治金渣 氯盐和氟盐的固相可作为陶瓷原料利用.图12(b)
大,在熔渣中不易聚集长大,特别是铝液滴由于表 面氧化膜的存在几乎不能聚集;二是由于粒径小浮 力小,与熔渣基体的重力差难克服上浮或沉降过程 中熔渣的黏滞力. 如前所述,超重力不仅可以克服 金属液滴聚集的界面张力,而且显著增大了金属液 滴与熔渣的重力差,因此,热态熔渣在超重力条件 下可以快速实现金属液滴的分离. 图 11( a)是金属铜质量分数为 3.35% 的闪速 炉铜渣在 1350 ℃ 重熔后导入立式离心分离机,在 重力系数仅为 80、分离时间仅 1 min 条件下的试 验结果,试样横截面最外层是钼坩埚壁,在超重力 的作用下金属 Cu 快速分离于坩埚壁,分离率达到 了 85% 以上. 实际上,由于熔渣导入过程降温及离 心筒降温,熔渣在液态下的分离时间不足 1 min, 这说明超重力显著增大了铜渣的分离速度. 如果 在铜渣中加入少量碳粉或提高重力系数,分离效 果会更好[47−48] . 图 11(b)为转炉钢渣在微波加热角 转子离心机重力系数 62、温度 1550 ℃、离心时间 1 min 的实验结果[49] ,结果也说明超重力分离渣中 金属液滴效果很好. 铝渣中的金属铝液滴表面有 一层氧化铝膜,致使铝液滴的表面张力很大,常规 的高温分离效率很低,但在超重力作用下分离效 果很好,图 11(c)是铝质量分数约 12%~20% 的二 次铝灰(炒灰分离后的铝灰)在重力系数 1000 和温 度 720 ℃ 的分离效果 ,分离时间 5 min 时 ,金属 Al 的回收率达 90% 以上,残渣中已无明显的细小 铝颗粒. 此外,铁合金冶金渣也可以借助超重力分 离其中的金属液滴,特别是硅冶炼渣中的金属硅, 由于硅液滴的密度与熔渣的密度十分接近,熔融 沉降分离很难,而在超重力条件下可实现很好的 分离,金属硅液滴沿重力反方向上浮聚集成硅液 连续相,熔渣在硅液下层. (a) 10 kg Cu Slag Slag Steel 3 min 5 min Before After Before After Interface 100 μm 100 μm 100 μm 100 μm 100 μm (b) (c) Supergravity 图 11 超重力分离冶炼渣中金属液滴. (a)铜渣;(b)钢渣;(c)二次铝灰 Fig.11 Separation of various metal droplets from smelting slags by supergravity: (a) copper slag; (b) steel-making slag; (c) secondary aluminum ash 3.4 危固冶炼渣超重力处理及循环利用 铝镁合金精炼渣主要由可溶性氯盐、氟盐和 不溶性氧化物组成,属危固冶金渣;不锈钢冶炼渣 及铬铁合金冶炼渣,由于 Cr 含量高,也是一种危 固冶金渣. 铝镁合金精炼渣中弥散细小的高熔点 MgO 等颗粒物,质量分数占 30%~40%,如图 12(a)所 示,若将高熔点颗粒物分离,则低熔点的氯盐和氟 盐液相可作为精炼剂原料循环利用,而仅含少量 氯盐和氟盐的固相可作为陶瓷原料利用. 图 12(b) 郭占成等: 超重力冶金:科学原理、实验方法、技术基础、应用设计 · 1599 ·