脆硫锑铅矿熔盐冶炼过程Fe反应行为研究

本文研究脆硫锑铅矿低温熔盐冶炼过程中Fe的反应行为。通过模拟脆硫锑铅矿在Na₂CO₃-NaCl熔盐体系熔炼过程中的Fe反应过程,采用XRD分析FeS、FeS₂与ZnO、碳粉在同一体系熔炼过程中Fe的反应行为,并通过SEM-EDS表征脆硫锑铅矿熔炼得到的铅锑合金表面及断面的Fe元素分布。结果表明：在973 K条件下FeS与ZnO发生置换反应形成FeO,FeS₂与Na₂CO₃反应形成FeS与Na₂S;在1 073 K条件下FeS和FeS₂与ZnO、碳粉发生还原反应形成单质Fe、Fe₃O₄与ZnS;在1 173 K条件下FeS和FeS₂与ZnO、碳粉反应产物主要有ZnS、Fe、Fe₂O₃与Fe₃O₄。随温度升高或反应时间延长,FeS和FeS₂中F...     

硫化锑精矿还原固硫焙烧直接产出金属锑研究

针对现行鼓风炉挥发(熔炼)-反射炉还原炼锑工艺存在的流程长、能耗高、低浓度SO₂烟气污染等问题,提出了一种基于选冶联合过程的锑提取新工艺——硫化锑精矿还原固硫焙烧直产金属锑.分别以ZnO和碳粉作为固硫剂和还原剂实现对硫化锑矿的固硫还原转化,直接产出金属锑,同时生成硫化锌,再分别分离得到金属锑粉和硫化锌精矿.本文采用控制变量法,分别考察了焙烧温度、碳粉粒度、ZnO配入量、焙烧时间对锑生成率和ZnO固硫率的影响.得到最佳条件如下:焙烧温度800℃、碳粉粒度100~150目、ZnO量为固硫所需理论量、焙烧时间2 h,在此条件下,锑生成率为90.4%,ZnO固硫率为94.8%,其中温度和ZnO加入量对焙烧效果有较大影响;同时对反应产物的分析和过程热力学计算表明焙烧过程分两步进行,即首先发生Sb₂S₃与ZnO的交互固硫反应生成Sb₂O₃,其后在高于700℃温度下Sb₂O₃被大量还原成金属锑.在不同品位的锑精矿综合实验中,均获得了90%左右的锑生成率和88%的固硫率,验证了工艺的可行性.新工艺低温低碳、清洁环保,易于开展工业化生产.      

含铅废渣料还原造锍熔炼回收铅和银工艺

针对铅锌冶炼企业产出大量含铅固体废弃物难以环保经济回收的难题,提出从多种含铅废料中回收二次铅的还原造锍熔炼新工艺.在热力学计算的基础上,进行以铅膏、铅渣、铅烟灰和黄铁矿烧渣的设计混合料为熔炼对象,以氧化铁为固硫剂,焦粉为还原剂,苏打和芒硝作为添加剂的工艺实验,研究熔炼过程中各影响因素对铅和银直收率的影响.得到优化的工艺条件:FeO/SiO₂质量比为1.10,CaO/SiO₂质量比为0.30,添加剂组成中Na₂CO₃/Na₂SO₄质量比为7∶3,焦粉用量为含铅物料质量的15%,熔炼时间为2 h,熔炼温度为1200℃.在此条件下综合实验中铅直收率为85.95%,银直收率为83.15%.新工艺具有固硫、综合利用和一步炼铅的优点.      

还原熔炼回收铜阳极泥熔炼渣中有价金属

以铜阳极泥熔炼渣为原料,采用还原熔炼工艺回收渣中有价金属。探究渣型、Na₂CO₃用量、焦粉用量和保温时间对金属回收率的影响。结果表明,在冶炼温度1150℃,渣相m(Fe)/m(SiO₂)=0.72,m(CaO)/m(SiO₂)=0.65,Na₂CO₃用量5%,焦粉用量2%,保温时间60 min的最优条件下,渣中Au、Ag、Pb、Bi的回收率分为97.15%、97.78%、91.27%和99.61%。实现了铜阳极泥熔炼渣中有价金属的综合回收。     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难,提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺,分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧,直接产出富集了金的金属锑,同时产出硫化锌,再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理,证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前,主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应,生成Sb₂O₃;当温度高于800 ℃时,Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分,在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%,且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率,其中锑品位为92.06%,金含量达134×10^-6,金回收率为87.82%,同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%,验证了工艺的可行性,新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。     

高铁铝土矿直接还原-溶出工艺

提出了一种以Na₂CO₃为添加剂、以煤为还原剂的还原分离方法,将原矿中铁的氧化物还原为铁单质粉末通过磁选分离回收,将水铝石矿物转化为铝酸钠溶出分离回收.通过单因素实验考察了还原温度、还原时间、Na₂CO₃用量和还原剂用量对粉末铁品位、铁回收率和氧化铝溶出率的影响,并用X射线衍射分析、扫描电镜观察和能谱分析等方法研究了反应的过程和机理.通过正交试验优化了实验参数,获得的最优条件为还原温度1150℃,还原时间45 min,Na₂CO₃用量40.47%,还原剂用量11.9%;在最优条件下,粉末铁品位为95.88%,铁回收率为89.92%,氧化铝溶出率为75.92%.      

回收铜阳极泥冶炼渣中铑的研究

铜阳极泥冶炼渣是重要的铑资源,采用火法富集和湿法提取相结合的工艺对铜阳极泥冶炼渣中的铑进行回收利用,考察了火法富集过程中各种因素对富集效果的影响。结果表明：在PbO加入量为铜阳极泥冶炼渣的1.1倍(以质量计,下同)、B₂O₃加入量为铜阳极泥冶炼渣的1.1倍、Na₂CO₃加入量为铜阳极泥冶炼渣0.9倍、熔炼温度1 200℃,熔炼时间2 h的条件下,形成的铅合金中Rh含量达到7 536.4 g/t,富集6.2倍;在银粉加入量为铅合金的1倍、灰吹温度1 300℃、灰吹时间2.5 h条件下进行铅合金灰吹除杂富集,形成的银合金中Rh含量达到42 208.1 g/t,富集35.7倍;在浸出温度60℃、浸出时间1.5 h、浸出液固比为10∶1的条件下进行湿法提取,生产的铑粉纯度为91.2%,实现了铑二次资源综合回收。     

辉锑矿锌源固硫直接炼锑反应机理研究

研究了硫化锑与氧化锌在Na_2CO_3-NaCl熔盐体系中的还原固硫直接炼锑反应机理。热力学计算表明,硫化锑与氧化锌的还原固硫反应在400℃以上可自发进行,在熔体中x(Sb_2S_3)和x(ZnO)都降至0.000 1时,碳气化反应的CO%也可满足还原所需的平衡气氛要求。在Sb_2S_3-ZnO-C体系中,硫化锑还原固硫反应分两步进行:Sb_2S_3首先与ZnO发生交互反应生成Sb_2O_3和ZnS,Sb_2O_3再被还原剂C或CO还原成Sb,从而以ZnS形式实现固硫。     

碱式氧化焙烧-水浸-还原法从电镀污泥中制备三氧化二铬

电镀污泥中铬主要以氧化物或氢氧化物形式存在,氧气气氛中以Na₂CO₃为添加剂对电镀污泥进行焙烧,并对焙烧渣进行水浸处置,最后加入Na₂S还原,可实现铬资源的高效回收。结果显示：O₂流量40 mL/min条件下,焙烧过程中控制Na₂CO₃添加量100%、焙烧温度700℃和焙烧时间90 min,焙烧渣水浸工艺中铬浸出率可达97.8%,一定范围内,增加Na₂CO₃添加量、提高焙烧温度和延长焙烧时间,可促进Cr由尖晶石相(FeCr₂O₄和AlCr₂O₄)转变为Na₂CrO₄,使铬浸出率提高;Na₂CrO₄浸出液Na₂S还原工艺中,在60℃条件下,控制还原反应物料比n(CrO₄^2-)/...     

再生铅低温碱性固硫熔炼的实验研究

针对我国传统再生铅生产工艺所存在的熔炼温度高、能耗大、铅和低浓度SO₂烟气污染严重等弊端,在对NaOH-C-PbSO₄-ZnO低温碱性炼铅体系进行理论分析的基础上,提出了一种再生铅的低温碱性固硫熔炼新工艺.以废铅酸蓄电池胶泥(以下简称胶泥)为实验原料,采用单因素实验法分别考察NaOH用量、熔炼温度、焦粉用量及固硫剂ZnO用量对金属铅直收率和ZnO固硫率的影响.获得优化实验条件如下:m(NaOH)/m(胶泥)=60%,熔炼温度为860℃,m(焦粉)/m(胶泥)=10%,m(ZnO)=m(理论量).在此优化条件下进行综合扩大实验,铅的直收率为99.09%,获得粗铅品位为98.86%,ZnO固硫率为93.37%.X射线衍射图谱分析可知,反应后原料中硫主要以ZnS的形式固定在渣中,NaOH绝大部分转变为Na2CO3,生产过程中无SO₂气体排放.      

还原剂对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响

研究还原剂种类及用量对高磷鲕状赤铁矿还原焙烧铁磷分离的影响.添加脱磷剂Na₂CO₃,在提铁降磷的同时能降低还原铁的硫含量;还原剂用量的增加都能促进铁还原,但使用灰分和固定碳含量较高或挥发分含量较低的还原剂时,不利于降磷.焙烧产物的X射线衍射分析表明:添加脱磷剂Na₂CO₃时,随着还原剂用量的增加,焙烧产物中金属铁含量增加,浮氏体和石英含量降低;使用灰分含量较高的还原剂时,随其用量的增加,灰分会消耗Na₂CO₃,从而减弱其对于铁还原的促进作用;还原剂用量相同时,石煤、烟煤、焦炭和褐煤所得焙烧产物中金属铁含量逐渐增加,浮氏体含量逐渐降低.总体来看,褐煤作为还原剂时铁磷分离效果最好,其次为烟煤,焦炭和石煤.      

碱金属氧化物对帘线钢中夹杂物的影响

帘线钢主要用于制作轮胎骨架和切割硅片的线锯，其中主流切割钢丝的直径已经达到了47μm。夹杂物的大小、变形能力对帘线钢拉拔过程中的断丝率极为关键。为了提高帘线钢中夹杂物的变形能力，通过向钢液中添加碱金属氧化物以变质钢中夹杂物，从而获得塑性良好的低熔点夹杂物。向帘线钢中分别添加了吨钢质量分数为0.3%、0.5%、1.0%的Na₂CO₃、K₂CO₃、B₂O₃,共冶炼了9炉钢，对产品取样并用扫描电镜观察夹杂物形貌和统计成分。FactSage(FactPS+FToxid数据库)相图计算和试验结果表明，随着帘线钢中Na₂CO₃加入量的增加，夹杂物中铝含量逐渐降低，当Na₂CO₃加入吨钢质量分数为0.5%时，钢中绝大部分夹杂物落在低熔点区域；随着帘线钢中K₂CO₃加入量的增加，夹杂物中硅含量逐渐降低，当K₂CO     

硫精矿降锌试验研究

针对硫精矿产品中杂质锌含量超标，从实验室小型试验探索硫浮选降锌的最佳组合抑制剂种类及用量。一粗两精一扫闭路试验结果表明，P-Nokes与Na₂SO₃+ZnSO₄组合及与Na₂CO₃+ZnSO₄组合均能使硫精矿中的锌含量达到标准。Na₂CO₃+ZnSO₄组合在精矿品位、杂质含量以及回收率方面均优于Na₂ SO₃+ZnSO₄组合。     

锑精矿富氧侧吹挥发熔池熔炼研究

针对目前我国锑冶炼生产技术水平低，装备落后，环境污染严重，资源消耗高，锑回收率低(70%～90%)，冶炼烟气SO₂浓度低(SO₂<1%)，难以回收利用，造成周边生态环境污染严重的现状。本文提出了锑精矿侧吹挥发熔池熔炼新工艺，新工艺以锑精矿为原料，采用富氧侧吹熔池熔炼的方法实现清洁冶炼。在最佳工艺参数条件下，产出的炉渣平均含锑0.75%，锑金属回收率达97.49%以上，实现了渣锑较好的分离；产出的烟气SO₂浓度达7%～15%，易实现制酸，消除了低浓度SO₂对环境的污染。新工艺处理能力大，生产效率高，能源消耗低，资源回收率高。     

难处理锡铅共生精矿绿色高效冶炼工艺

针对难处理锡铅共生精矿，开发了一种“固砷-还原固硫低温熔炼”的冶炼工艺，对比传统富氧顶吹、底吹锡铅还原工艺，新工艺锡直收率提升60%~70%，铅直收率提升70%~90%，锡、铅直收率均接近98.5%；还原反应温度降低300~600 ℃，两段式升温可有效避免铅、砷等重金属粉尘及低浓度SO₂的排放，一步炼制法可大幅提高锡铅回收率，降低成本。其中固砷反应的较优工艺参数为:反应温度200~300 ℃，反应时间 > 20 min，固砷剂的用量是锡铅精矿中As氧化物反应理论质量的2倍以上，锡铅合金中的含砷量稳定在0.000 3%左右，排出烟气中As含量稳定在0.003?。还原剂低温熔炼的较优工艺参数为:反应温度750~1 200 ℃，反应时间 > 80 min，还原剂用量与投入锡铅精矿质量的比例 > 5%，固硫剂的用量是锡铅精矿中金属硫化物反应理论质量的0.5倍及以上，锡铅合金中的Sn直收率稳定在97.2%~98.1%，Pb直收率稳定在95.4%~98.2%，锡铅合金中的硫元素占比稳定在0.001%左右。      

一种再生铅低温清洁冶金的绿色工艺

提出了一种低温、低碳、无二氧化硫烟气排放、清洁环保的绿色再生铅冶金新工艺。该工艺以纯碱为熔盐介质,含铅次氧化锌烟灰为固硫剂,以焦粉为还原剂,在800～900℃还原固硫熔炼废铅酸蓄电池胶泥生产粗铅,同时以合格的硫化锌精矿回收锌。在理论分析的基础上,考察了熔炼温度、纯碱用量、氧化锌和焦粉用量对金属铅回收率及固硫率的影响。结果表明,在880℃、纯碱与固体物的质量比为2.84、氧化锌用量为理论量的1.1倍、焦粉与胶泥的质量比为16%的优化条件下,铅直收率为96.64%,总回收率为98.06%,94.70%的元素硫被氧化锌固定。     

废铅酸蓄电池胶泥低温钠熔盐还原熔炼新工艺

提出了一种废铅酸蓄电池胶泥低温钠熔盐还原熔炼的新工艺,该工艺以NaOH-Na_2CO_3熔盐体系作为反应介质,含铅次氧化锌作固硫剂,焦粉作还原剂,在800~900℃的温度下,还原熔炼废铅酸蓄电池胶泥生产粗铅,硫酸根被还原转化为硫化锌。在理论分析的基础上,考察了各种因素对金属铅直收率和ZnO固硫率的影响。结果表明,在熔炼温度850℃、W_(熔盐)/W_(固体物)=2.5(W代表质量)、W_(NaOH)/W_(Na_2CO_3)=3.5、W_(ZnO)/W_(理论量)=1.0、反应时间1 h、W_(焦粉)/W_(胶泥)=10%优化条件下,铅直收率高达98.59%,粗铅品位98.83%,ZnO固硫率93.44%。新工艺具有低温、低碳、低耗、高效、清洁和过程简单等优点,对废铅酸蓄电池胶泥、铅烟尘等再生铅原料以及含铅次氧化锌烟尘的清洁循环利用具有重要意义。     

电化学原位拉曼光谱技术在高温熔盐中的应用

综述了熔盐电化学原位拉曼光谱用样品池结构及特点、熔盐电化学原位拉曼光谱的研究进展。所用样品池主要以配合90°拉曼散射模式研究为主,且样品池通常都通入惰性气体。研究中主要采用恒电流/恒电位电解的电化学方法,研究内容涉及到在氯化物熔盐中电解还原金属铝、汞、镉和钽的阴极行为,(Li-K)CO₃和Li₂CO₃燃料电池中氧的还原,在以金属铝为阳极的高能熔盐电池中I₂在AlCl₃-NaCl熔盐中的电化学过程,钠-硫电池放电过程中S元素在AlCl₃-NaCl熔盐中的行为,Y₂O₃稳定的ZrO₂(YSZ)氧离子导体在Na₂SO₄熔盐中的电化学腐蚀,以及不同电位条件下熔融KNO₃、NaNO₃与铂电极界面的熔盐结构变化。最后,展望了熔盐电化学原位拉曼光谱的研究发展方向。     

低温熔盐炼铅产物在热态熔盐中的沉降分离研究

研究了低温熔盐炼铅产物中固态物颗粒和液态铅珠在Na_2CO_3热态熔盐中的重力沉降规律,优化了固态物和熔盐的沉降分离条件。结果表明:液态铅珠、ZnS和ZnO固态物颗粒在热态熔盐中的沉降速度顺序为PbZnSZnO,且温度升高沉降速度加快。但温度超过900℃后,ZnS和Na_2CO_3反应生成ZnO的趋势增大,不利于ZnO的固硫,因此沉降温度不宜超过900℃。在盐固比为2.8、温度900℃和保温3h的条件下,熔盐渣中超过80%的ZnS和ZnO固态物颗粒可沉降到反应器底部,实现与熔盐的热态分离;92%以上的液态铅能在较短时间内聚积到反应器底部,残留于表层熔盐中的铅小于2%。     

用Na2SO3与NH3分银实验研究

介绍了阳极泥处理过程中, 氯化分金渣用Na₂SO₃分银与NH₃分银的工艺过程; 研究了Na₂SO₃分银Na₂SO₃用量、pH、时间对分银效果的影响, 以及甲醛还原温度、pH对银还原率的影响, 以及NH₃分银NH₃浓度、时间对分银效果的影响, 并对水合肼还原水合肼用量、时间、温度对银还原率进行了研究.结果表明, 用Na₂SO₃分银-甲醛还原, 当Na₂SO₃的用量为理论量1.3倍, pH值为9.2, 浸出时间4h时, 银浸出率可达97.39 %, 当甲醛用量为(甲醛:银=1:2.5), pH值为10.5, 反应4 h, 温度为30~40 ℃时, 银还原率可达96.33 %; 用NH3分银-水合肼还原, 当NH₃浓度为8 %~10 %, 温度为室温, 反应时间为4 h时, 银浸出率可达96.23 %, 当水合肼用量为理论量2倍, 温度60 ℃, 还原0.5 h时, 银还原率可达98.1 %.