大洋多金属结核非焦还原熔炼研究

以中国五矿东太平洋多金属结核勘探合同区取样所得结核矿为原料,采用非焦还原熔炼工艺回收其中Co、Ni、Cu、Fe、Mn金属,研究了还原剂种类及用量、造渣剂用量、熔炼温度和熔炼时间对金属回收率的影响。结果表明:在还原剂无烟煤粉用量8%、造渣剂硅石粉用量1%、熔炼温度1 250 ℃、熔炼时间1.0 h条件下非焦还原熔炼大洋多金属结核矿,Co、Ni、Cu、Fe进入合金中,回收率分别为97.32%、98.62%、98.47%、95.90%; Mn进入渣中,回收率为99.08%。     

含锰废旧聚合物锂离子电池还原熔炼回收有价金属试验研究

以含Mn较高的废旧聚合物锂离子电池为原料, 基于CaO-Al₂O₃-SiO₂-MgO渣型直接还原熔炼工艺分离回收其中的有价金属。试验结果表明, 最佳工艺条件为: 造渣剂中CaO/SiO₂比为0.75, MgO含量5%, 造渣剂用量为电池质量的2.0倍, 焦粉用量为电池质量的0.1倍, 熔炼温度1 450 ℃, 熔炼时间15 min, 此时Co、Ni、Cu回收率分别为96.03%、96.42%、93.40%。最合适的炉渣组成为CaO/SiO₂比为0.77~1.21, Al₂O₃含量9.55%~11.92%, MgO含量4%左右。高的熔炼温度及炉渣碱度有助于Mn还原进入合金中, 但本试验条件下Mn无法充分还原, 仍主要进入炉渣中。     

大洋锰结核和富钴结壳混合熔炼合金的锈蚀浸出研究

采用锈蚀浸出工艺处理大洋锰结核和富钴结壳混合熔炼合金粉末,研究了氯离子浓度、盐酸加入量、添加剂铜离子浓度以及空气和氧气等对合金中钴镍铜等有价金属浸出的影响。在最佳锈蚀浸出条件下铜钴镍浸出率分别为96.39%,93.51%和95.20%,合金中大部分铁进入渣中。     

还原熔炼大洋多金属结核

从热力学方面分析了大洋多金属结核矿中各有价金属用碳还原的差异，据此采用选择性还原熔炼法处理大洋多金属结核，通过熔炼分离产出富锰渣和熔炼合金。富锰渣中锰收率达９５％，铜、钴、镍、铁在合金中的收率分别为：９８３１％，９８６１％，９８４２％和９６２２％。     

加铝熔炼—酸浸回收镍基高温合金废料

采用加铝熔炼—酸浸技术回收镍基高温合金废料,首先采用加铝熔炼技术制备加铝合金,然后利用机械破碎方式破碎加铝合金制备加铝合金粉,最后用盐酸浸出合金粉回收合金废料中的钴镍等金属。结果表明,加铝熔炼过程中铝加入质量分数为30%,熔炼温度为1 600℃时所得加铝合金质脆、易破碎,破碎后所得合金粉粒度小且粒度分布窄,破碎合金粉粒度D90为20μm左右。对此合金粉采用盐酸浸出的效果比采用硫酸的好,最佳盐酸浸出工艺条件为:盐酸浓度5mol/L、温度85℃、液固比10mL/g、浸出时间60min,在此条件下合金中的镍钴铝铬等元素进入浸出液,而钛、钼等稀有元素主要富集在渣中,合金中各金属的浸出率在80%～90%。     

大洋富钴结壳熔炼合金的锈蚀浸出及除铁研究

采用锈蚀浸出工艺处理DY95-9 航次大洋富钴结壳熔炼合金粉末, 研究了浸出酸量、浸出时间及催化剂对合金中钴镍铜等有价金属浸出率的影响。在最佳锈蚀浸出条件及经除去浸出液中的少量铁后钴镍铜锰的浸出直收率分别为93.68%、94.55%、91 .73%和95 .62%, 而几乎全部的铁、磷、碳和钼等进入浸出渣中, 锈蚀浸出过程中铁基本不耗酸。     

湿法炼锌工艺镍钴渣氧化酸浸工艺研究

镍钴渣是湿法炼锌过程产生的废渣,含有锌、镍、钴等有价金属元素,具有较大的综合回收价值。以贵州某湿法炼锌企业产生的Zn、Cu、Cd、Co、Ni金属含量分别为45.81%、4.17%、2.34%、0.46%、0.38%的镍钴渣为研究对象,采用氧化酸浸法进行了浸出工艺条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占75%,双氧水用量为7.5%,液固比为4,硫酸浓度为30%,浸出温度为80℃,浸出时间为4 h条件下,可使镍钴渣中有价金属Zn、Ni、Co的浸出率分别达到98.23%、95.78%、90.89%。试验结果可为此类工业废渣的综合回收提供参考。     

加铝熔炼—酸浸技术回收镍基高温合金废料

采用加铝熔炼—酸浸技术回收镍基高温合金废料，首先采用加铝熔炼技术制备加铝合金，然后利用机械破碎方式破碎加铝合金制备加铝合金粉，最后用盐酸浸出合金粉回收合金废料中的钴镍等金属。结果表明，加铝熔炼过程中铝加入质量分数为30%，熔炼温度为1 600 ℃时所得加铝合金质脆、易破碎，破碎后所得合金粉粒度小且粒度分布窄，破碎合金粉粒度D90为20 μm左右，对此合金粉采用盐酸浸出的效果比采用硫酸的好，最佳盐酸浸出工艺条件为：盐酸浓度5 mol/L、温度85 ℃、液固比10 mL/g、浸出时间60 min，在此条件下合金中的镍钴铝铬等元素进入浸出液，而钛、钼等稀有元素主要富集在渣中，合金中各金属的浸出率在80%~90%。     

脆硫铅锑矿无污染冶炼工艺研究

对脆硫铅锑矿精矿的熔炼过程进行了实验研究。炉料配方(质量比)为精矿∶纯碱∶煤粉＝100∶50∶10; 温度为980 ℃, 时间为60 min时, 各主要金属直收率(%)分别为: Pb 92.29、Sb 79.82、Ag 84.94, 金属入渣率(%)分别为: Pb 5.00、Sb 3.21、Ag 8.97、In 69.76、Zn 95.28、Cu 78.00、Fe 87.74, 熔炼渣中硫化钠品位为52%, 渣率为62.4%。在熔炼时原料中的硫元素全部以硫化钠的形式被固定在熔炼渣中, 铅锑主金属及贵金属(金、银等)进入金属相, 锌、铟等伴生金属元素进入渣相。     

大洋多金属结核熔炼合金锈蚀工艺的研究

研究了大洋多金属结核熔炼合金锈蚀浸出分离除铁工艺。采用能明显加快锈蚀反应速度的高效添加剂，在最佳工艺条件下，于浓度为４５ｇ／Ｌ的稀盐酸介质中，鼓空气锈蚀－０．１８０ｍｍ合金粉末７ｈ，反应完全，有价金属Ｃｕ，Ｃｏ，Ｎｉ浸出率分别达９８．３３％，９７．８６％，９９．４６％，锈蚀液中铁为痕量，实现一步彻底分离。     

用直流电弧炉还原熔炼大洋多金属结核

根据大洋多金属结核中各主要元素的还原性差异,用碳作还原剂,在直流电弧炉中选择性还原熔炼大洋多金属结核,获得了合格的富锰渣产品和熔炼合金。富锰渣中锰收率达91％,铜、钴、镍、铁进入熔炼合金的比率分别为：96．73％,98．13％,98．53％,92．90％。     

铜熔炼中熔炼温度对伴生元素分配行为的影响

利用已开发的伴生元素在铜冶炼过程中分配行为的计算机模型，对铜熔炼过程进行了计算机模拟，并模拟研究了熔炼温度对伴生元素镍、钴、锡、铅、锌、砷、锑和铋在造硅酸铁炉渣和铁酸钙炉渣的铜冶炼体系中的分配行为的影响。研究表明：无论是硅酸铁炉渣体系，还是铁酸钙炉渣体系，挥发性的伴生元素锡、铅、锌、钾、锑和铋等在气相中的分配率均随熔炼温度的升高而明显增大。     

激发剂对金川水淬二次镍渣胶结料强度的影响

以脱硫石膏和电石渣为主激发剂、硫酸钠和水泥熟料为辅助激发剂,与金川公司镍冶炼渣熔态还原提铁后产生的水淬二次镍渣制成胶凝材料,再按胶砂比为1∶4与棒磨砂制成质量分数为79%的胶结料,着重考察激发剂用量对胶结料强度的影响。结果表明,当胶凝材料中二次镍渣、脱硫石膏、电石渣、硫酸钠、水泥熟料的质量分数分别为85%、5%、5%、3%、2%时,胶结料的28 d抗压和抗折强度分别达到3.42 MPa和1.96 MPa,满足井下充填用胶结料的强度要求。XRD、SEM分析结果显示,在激发剂作用下,二次镍渣胶凝材料中的玻璃相和结晶态物质均可发生水化反应,水化产物主要为钙矾石和含Ca²⁺、Mg²⁺的硅（铝）酸盐凝胶。     

氨法浸出某精矿中低含量镍铜钴的试验研究

以某深度碳还原处理后的镍冶炼渣的磁选精矿为研究对象, 对其组成以及镍、铜和钴在其中的赋存状态进行了检测和分析, 研究了浸出该精矿中铜、镍、钴的可行性。以氨水-碳酸盐缓冲溶液为浸出剂, 氧气为氧化剂, 分别探讨了物料细度、浸出时间、浸出温度、氨水浓度、铵盐浓度和氧气压力对浸出效果的影响, 得出最优浸出工艺为: 物料料度为d₉₀=68 μm, 氨水浓度为3.0 mol/L,碳酸铵浓度为0.5 mol/L, 氧气压力为0.3 MPa, 温度为60 ℃, 浸出时间为120 min。在此条件下, 铜浸出率为62.5%, 镍浸出率为10%, 钴浸出率为65.8%。并以铜为例, 对氨浸试验进行了简要的机理分析。     

Pyrometallurgical upgrading of PGM-rich leach residues from the Western Platinum base metals refinery through roasting

The production of Platinum Group Metals (PGMs) normally entails the smelting of PGM flotation concentrates, converting of the furnace matte and removal of the bulk of the Ni, Cu, Co, S and Fe through atmospheric and pressure leaching in a base metals refinery to produce a PGM-rich concentrate. A number of impurities, mostly Se, Te, As, Bi, Os and Pb, are not removed significantly during the oxidising leach process in sulphuric acid media. In addition slag inclusions in matte leads to contamination of the PGM residues with silica, fayalite, magnetite and trevorite phases. Furthermore some Cu, Ni, Fe and S also remain. For this reason a typical Precious Metal Refinery (PMR) feed material contains less than 65% PGMs. The PMR is based on a chloride process and requires contaminants to be within narrow specification limits to prevent the formation of PGM residues that must be reprocessed or tolled, leading to poor first pass metal efficiencies and extending the duration of the production pipeline for efficient recovery.A process has been developed to significantly upgrade the BMR leach residues through pyrometallurgical processing, which include a multistep process of roasting under oxidising atmospheres, a two-step smelting process of the roasted calcine (with engineered slag chemistry and slag-refractory interactions) and subsequent atomisation of the molten alloy which can be fed as a slurry into the HCl/Cl₂ dissolution reactors in the precious metals refinery. These pyrometallurgical steps upgrade the BMR residue from a 45–50% grade up to an alloy grade of ca. 90% PGMs, whilst removing the most deleterious elements with major process impacts on the PMR.This paper will focus primarily on the roasting step and it will investigate the thermochemical and mineralogical changes occurring during roasting. These changes were evaluated through a combination of thermochemical modelling and experimental investigation. The roasting step needs to be in an oxidative environment in order to achieve the vapourisation of Se, Te, As, Os and S. The speciation of PGMs and their vapourisation behaviour are presented, as well as the sensitivity of precious metals deportment to changes in roast conditions.     

废旧电路板中有价金属回收试验研究

提出了一种以FeO-SiO₂-Al₂O₃-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控,研究了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响。结果表明,在熔剂添加量为原料质量30%、熔炼温度1 450 ℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO₂比为1、渣中CaO含量8%条件下,废旧电路板中Cu、Sn回收率分别为91.98%、86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量分别可达67.41 g/t、1 020.74 g/t、54.75 g/t。以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。     

Ausmelt炉冶炼渣含铜等离子体贫化探索

新疆五鑫铜业有限责任公司采用Ausmelt铜冶炼技术,电炉贫化渣含铜量为0.5% ~ 0.7%,比国内一些正在开采利用的原生铜矿品位还要高,具有极大的利用潜力。本文首次将等离子体技术用于铜渣贫化,试验结果表明：等离子体具有的瞬间高温,可以打破渣中无定形玻璃体包裹,使铜粒子聚集长大,降低贫化渣含铜量;在以氮气作为工作气体,气体流量 40L/min,反应时间 20 min,静置 120 min的试验条件下,等离子体反应可以将熔炼渣含铜降低至 0.36%;添加焦炭能提高等离子贫化反应效率,贫化后可将渣含铜降至 0.3%以下。