辉锑矿富氧挥发熔池熔炼工艺研究

利用Fact Sage6.2软件进行热力学计算,绘制不同温度Sb-S-O系热力学平衡图。采用单因素试验法对辉锑矿富氧挥发熔池熔炼工艺进行研究。考察了反应温度、富氧浓度及反应时间对辉锑矿富氧挥发熔炼渣锑含量的影响规律,获得优化工艺参数为:反应温度1200℃,反应时间60 min,富氧浓度80%。优化试验条件下辉锑矿富氧挥发熔炼渣含锑低至0.33%。     

造锍熔炼捕收氰化渣中有价金属研究

为了探究以氰化尾渣为原料进行造锍熔炼的可能性,研究了渣型配比、熔炼温度、升温时间、保温时间和原料配比对金、银、铜回收率及锍相中金、银含量的影响。研究结果表明,在升温时间60 min、保温时间50 min、熔炼温度1 250℃条件下,当氰化尾渣与硫化铜精矿配比4∶1、FeO/SiO₂比1.8、CaO/SiO₂比0.8时,金、银和铜回收率分别达到73.13%、83.95%和70.97%,金、银在锍相中含量分别达到8.29 g/t和257.40 g/t。造锍熔炼工艺处理氰化尾渣是可行的,为该类尾渣的高效环保回收利用提供了新思路。     

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。     

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。     

锑金精矿挥发特性及机理研究

研究了锑金精矿在氮气、氧气和一氧化碳三种气氛中的挥发特性, 通过综合分析Sb、S两种元素的挥发行为, 结合焙砂的微观形态分析, 研究了三种气氛中的挥发反应机理。结果表明, 锑金精矿在三种不同气氛下所发生的挥发反应各不相同。氮气气氛中, Sb₂S₃直接挥发;一氧化碳气氛中, 除部分Sb₂S₃直接挥发外, 还有一部分Sb₂S₃被还原成难挥发的金属Sb以熔融态的形式残留在焙砂中, 同时生成COS气态产物进入气相;氧气气氛中,Sb₂S₃被气相中的O₂氧化, 一部分生成难挥发的Sb₂O₄残留在焙砂中, 另一部分以Sb₂O₃的形态挥发进入气相。     

低碱条件下高硫铅锑锌多金属的高效分离

广西河池某复杂难选高硫铅锑矿的铅含量为1.12%,锑含量为2.70%,锌含量为3.91%,铅锑主要存在于辉锑矿和脆硫铅锑矿，锌主要以闪锌矿形式存在。针对该矿分选在高碱度条件下锑矿流失严重、在低碱度条件下精矿品位不高，以及各种矿物之间相互包裹嵌布和锌硫含量较高等问题，在低碱条件下使用黄铁矿的新型抑制剂WH90和硫酸锌作为抑制剂，以Pb(NO₃)₂作为辉锑矿的活化剂，乙硫氮作为铅锑的捕收剂，实现铅锑与锌硫的高效分离；在锌硫分离过程中使用高效低廉的锌捕收剂CZ-08。在抑制剂用量为石灰400 g/t、WH90 80g/t、硫酸锌700 g/t,活化剂用量为硝酸铅400 g/t,捕收剂用量为乙硫氮90 g/t的条件下，开展一次铅锑粗选、二次扫选、三次精选，锌一次粗选、两次精选、一次扫选的实验室闭路试验，获得的铅锑精矿含Pb 16.35%、Sb 41.76%,铅锑回收率分别为88.66%和94.24%;锌精矿含Zn 61.44%,回收率84.87%。     

脆硫铅锑精矿短回转窑还原造锍熔炼半工业试验

以富含氧化铁的黄铁矿烧渣为固硫剂, 进行了脆硫铅锑精矿短回转窑还原造锍熔炼半工业试验, 取得了铅、锑的直收率分别大于63.50%、88.02%, 固硫率大于95%的实验结果, 表明脆硫铅锑矿还原造锍熔炼工艺是可行的。短回转窑具有可用热效率高, 熔炼强度大的优点, 可作为脆硫铅锑矿精矿还原造锍熔炼的熔炼设备。     

砷碱渣/高砷锑烟尘协同脱砷及有价金属回收

采用砷碱渣代替碳酸钠与高砷锑烟尘进行协同脱砷并回收其中的有价金属。将碳酸钠、低砷碱渣、高砷碱渣分别与高砷锑烟尘按一定比例混合,通过焙烧-浸出-过滤工艺得到含砷浸出液和有价金属富集渣。结果表明,当原料配比分别为m_碳酸钠∶m_{高砷锑烟尘}=0.8、m_低砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=3.0、m_高砷碱渣∶m_{高砷锑烟尘}=1.0时,砷浸出率分别为97.5%、96.9%、99.2%; 铅、锑浸出损失少而富集于浸出渣中,渣中有价金属总含量大于68.7%,且浸出渣中砷含量小于1.0%。该工艺砷脱除率高、有价金属回收率高,证明将堆存的砷碱渣直接用作脱砷剂,可以实现以废治废、资源回收,有效降低脱砷成本。     

脱铜阳极泥熔炼高铅渣熔点“测不准”问题分析

脱铜阳极泥熔炼高铅渣在熔点测定过程中由于挥发会导致测定结果偏离“真值”(“测不准”)。以卡尔多炉工艺熔炼脱铜阳极泥的高铅渣为研究对象,尝试通过研究挥发机制预测升温过程的适时炉渣组成,进一步以适时炉渣组成与熔点测定值对应,以消除挥发的影响。采用FactSage 7.1软件计算熔炼渣的熔点和挥发反应的ΔG,用半球法测定熔化温度,利用TG热重分析仪测定渣样的失重变化规律。结果表明,高温下含铅渣挥发主要是PbO以及少量的Bi₂O₃、As₄O₆、TeO₂、SeO₂和Sb₄O₆挥发导致的,在950～1 200℃高温段挥发最明显,当PbO含量分别为14.52%、25.07%、28.75%和41.25%时,铅渣挥发率分别为35.25%、49.48%、55.92%和58.39%。Factsage计算熔点值比半球点及流动温度实测值偏高。对脱铜阳极泥熔炼高铅渣所测半球点温度和流动温度与适时炉渣成分(基于原始炉渣成分及挥发失重的测算)对...     

碱熔预脱杂-氯盐电解脱除粗锑中杂质富集金新工艺

针对现有粗锑精炼工艺存在能耗高、锑金分离效果差和环境污染严重等问题,根据粗锑组元标准电极电位差异,提出“碱熔预除杂—氯盐体系电解”精炼新工艺。结果表明：粗锑添加2%碳酸钠、3%粉煤,在850 ℃下熔化除杂30 min,浇铸得到的锑阳极板As含量降低至0.07%,而后以NaCl ~150 g/L、盐酸 ~40 g/L、Sb3+ ~40 g/L为电解液,在电流密度200 A/m2、电解液酸度（游离酸浓度）40 g/L和电解温度45 ℃优化工艺条件下电解,得到的阴极锑满足标准GB/T1599-2014（Sb 99.70）质量要求,富金阳极泥Au含量达7 076 g/t。实现了粗锑的综合回收,产品附加值显著增加。     

锌系统沉铁渣综合回收工艺优化研究

对侧吹烟化炉中处理锌系统沉铁渣时粉煤用量、Fe₂O₃/SiO₂比、CaO/SiO₂比、反应温度、反应时间对熔炼过程的影响进行了研究, 确定了最优工艺技术参数。结果表明, 在m_粉煤/m_渣样=1/2.8, CaO/SiO₂=0.75, Fe₂O₃/SiO₂>1, 烟化温度1 250 ℃, 烟化时间1 h条件下获得铅锌挥发率均大于96%。     

高钛铁合金的电热还原法制备研究

采用电热还原热法制备了高钛铁合金, 考察了氧化钙用量、铝钙合金用量及精炼剂对制备过程的影响。结果表明, 氧化钙和铝钙合金加入量对钛收得率和合金中铝、氧杂质含量影响较大, CaO/Al质量比为0.3、(Al-Ca)/Al质量比为0.4时熔炼效果较好, 钛收得率可达77.6%, 铝、氧杂质含量分别为7.78%和2.77%。采用添加了一定TiO₂的3CaF₂-CaO渣体为精炼剂, 采用喷吹造渣精炼方式, 可较有效去除合金中铝杂质, 并能起到一定脱氧作用, 铝和氧含量可分别降到3.9%和2.5%左右。SEM分析表明, 未精炼的合金除了含有富铁相和富钛相外, 还含有很多大小不一的氧化物夹杂;通过造渣精炼, 夹杂相明显减少。     

煤矸石直接烧结法制备微晶玻璃

以煤矸石为主要原料,CaO为助熔剂,采用直接烧结法制备微晶玻璃。探讨了热处理制度对微晶玻璃物相组成、吸水率、体积密度、线收缩率等物化性能的影响。结果表明:本试验所用煤矸石主要含SiO₂ 40%~50%、Al₂O₃ 25%~40%、Fe₂O₃ 5%~10%,在1 280℃下焙烧60 min,所制备的微晶玻璃主晶相为莫来石。同时,其体积密度和线收缩率最大,分别达2.155 g/cm3和17.911%,吸水率为0.302%。该工艺为煤矸石的资源化利用提供了一种途径。      

基于共存理论的废线路板火法熔炼渣-铜平衡研究

基于炉渣结构离子分子共存理论,结合高温熔炼实验,研究了废线路板熔炼过程中铜、锡及铅在渣-铜平衡中的分配规律。以石灰为添加剂的废线路板混合料火法熔炼,其熔渣为CaO-SiO₂-Al₂O₃-FeO四元渣系。结果表明,使用熔渣结构离子分子共存理论,能较好表征该渣系组元的活度; 渣中FeO活度随着CaO含量增加先减小后增大,随着FeO含量增加而增大。渣中铜、锡及铅含量与渣中FeO活度成正比; 渣中铜、锡及铅含量随着碱度增加先降低后增加,随着FeO含量增加而增加。通过控制熔渣碱度(CaO/SiO₂)0.6~1.2、FeO含量15%~24%,可有效提高熔炼效果,使渣中铜含量低于0.7%、锡含量低于0.2%、铅含量低于0.2%。     

贵州某高硫低品位锑矿选矿试验研究

针对贵州某高硫低品位硫化—氧化锑矿进行了选矿试验研究,试验采用新型组合抑制剂HY1-1作为黄铁矿抑制剂,硝酸铅作为辉锑矿活化剂,乙硫氮作为捕收剂。浮选尾矿采用分级—摇床流程回收氧化锑矿。全流程闭路试验获得含锑45.48%的锑精矿1和含锑23.67%的锑精矿2,精矿总回收率为82.61%。     

脆硫铅锑矿碱性熔炼渣的综合利用工艺研究

对脆硫铅锑矿碱性熔炼渣的综合利用进行了实验研究。第一步, 浸出碱渣中的硫化钠和其它可溶盐。浸出硫化钠的最佳条件为: 液固比为4∶1 、温度90 ℃、时间90 min, 硫化钠的浸出率可以达到92%。第二步, 利用硫化钠浸出液去浸出脆硫铅锑矿精矿的锑。锑浸出液直接加双氧水可制得合格的焦锑酸钠产品。     

不锈钢酸洗污泥熔化性能的研究

利用东北大学研制的RDS-05全自动炉渣熔点熔速测定仪,基于半球点法研究了酸洗污泥、鲕状赤铁矿及其混合样的熔化性能,并就煤基熔融还原过程中渣碱度对酸洗污泥中铁、铬、镍金属回收率的影响进行了研究。结果表明,酸洗污泥“流淌温度”为1 225 ℃,鲕状赤铁矿“流淌温度”为1 126 ℃,酸洗污泥、鲕状赤铁矿混合样“流淌温度”介于1 148~1 216 ℃之间;在还原温度1 500 ℃、还原时间90 min、配碳比2.0、碱度1.5的最佳煤基熔融还原实验条件下,酸洗污泥中铁、铬、镍的回收率分别为98.75%、96.32%和98.98%。     

次氧化锌浸出渣氧压浸出回收锌富集铅银

钢铁企业含锌尘泥回转窑还原挥发产出的次氧化锌是一种典型的二次含锌资源,但是该物料在湿法炼锌过程中存在浸出渣中残留锌含量高、锌回收率低、铅银富集率低等难题.以国内某厂次氧化锌湿法冶炼过程产出的酸浸渣为原料,采用氧压浸出方式实现浸出渣中难溶解硫化锌的破坏与溶出,同时降低渣率,提升浸出渣中的铅银品位.考察了温度、氧压、液固比...