高铅渣液态还原过程中有价金属分布

以铅精矿氧化熔炼产生的高铅渣为原料,通过静态实验研究其熔池熔炼还原过程。使用X射线衍射(XRD)和等离子体发射光谱(ICP)对反应原料及产物进行分析,探讨铁硅比、钙硅比、还原煤用量、还原温度、还原时间等对有价金属元素(Pb、Cu、Zn)在高铅渣还原产物中分布的影响。结果表明:静态实验中的Pb、Cu主要进入金属相,而Zn则基本进入还原渣中。最有利于有价金属综合回收的工艺条件如下:铁硅比1.25,钙硅比0.8,还原时间为60 min,还原温度为1200℃,还原剂的用量为理论量的1.3倍。     

低温碱性一步熔炼处理分银渣

采用低温碱性一步熔炼处理分银渣生产贵铅合金,产出的碱浮渣再经水浸获得含锡、锑、砷溶液。考察了碱渣比、盐渣比、碳粉加入量、熔炼温度、熔炼时间对锡、锑、砷浸出率以及铅、铋回收率的影响。结果表明:熔炼过程的优化条件为:碱渣比0.6,盐渣比0.4,熔炼温度600℃,熔炼时间6 h,碳粉加入量为20%。在此优化条件下,锡、锑、砷浸出率分别为85.95%、93.06%和98.62%,铅、铋被还原为单质捕集贵金属形成贵铅合金,回收率分别为93.17%和99.99%。本工艺流程短、试剂耗量少,实现了分银渣中有价金属的高效初步分离富集。     

含铅玻璃对高铅渣还原性能和熔渣特性的影响

采用X射线衍射和原子吸收光谱法研究向高铅渣添加废弃阴极射线管显示器含铅玻璃回收玻璃中铅的可行性,探讨还原煤用量、还原温度、还原时间和钙硅比对铅、锌回收率的影响,分析还原渣的物相变化以及玻璃加入量对还原渣熔融特性和黏度的影响。结果表明:通过该方法可有效地将玻璃中的铅回收,适宜的含铅玻璃加入量为10%～20%(质量分数)。最佳熔炼条件如下:碳氧比0.8、还原温度1230℃、还原时间70 min、钙硅比0.7。在此条件下,铅回收率可达96%以上,锌回收率达到83%以上。还原渣中的物相主要为铁氧化物、黄长石和橄榄石。玻璃的加入会使渣的熔点降低,液相比例升高,同时使渣的黏度增加,渣中铅含量升高。     

钛及钛合金分析方法

前言目前各国研制和生产的钛合金中包含有铝、铬、钒、铜、锰、钼、锡、钨、铌、钽、钴、镍、镁、铁、铋、锑、钯、镓、银、钙、硅等二十几个合金元素,铁、硅、氯、硼、磷、氮、氢、氧、碳、铅、锌、钇、砷等十几个杂质元素。它们的含量对钛及钛合     

复杂金精矿火法冶炼高锑烟尘处理工艺

针对某复杂难处理金精矿火法熔炼造锍产生的高锑烟尘,进行了湿法综合处理工艺研究。采用XRD、SEM对高锑烟尘进行了物相组成分析和微观形貌表征。以盐酸为浸出剂分离烟尘中的砷、锑、铅、锌等元素,得到含杂较低的高品位金精矿,并对所得金精矿通过静态富氧焙烧-酸浸除杂-氰化浸出工艺回收金银等贵金属。结果表明:高锑烟尘主要由Sb_2O_3和As_2O_3物相组成,锑、砷含量分别为31.18%和9.95%;该烟尘由粒度较细、大小较均匀颗粒物所组成;在盐酸浓度为4 mol/L、浸出液固质量比为5.0、温度为85℃条件下搅拌浸出2 h,浸出渣率为13.65%,浸出渣中砷、锑、铅和锌的品位分别为0.52%、0.60%、0.06%和0.49%;所得金精矿静态富氧焙烧脱硫率为98.81%,焙砂酸浸渣中金品位达到116.9 g/t,金的氰化浸出率达到98%。通过该工艺处理复杂难处理金精矿火法冶炼所得高锑烟尘,实现了烟尘中杂质元素的高效分离,有价元素得到有效回收。     

高砷低金银的铅阳极泥的高压脱砷

以高砷低金、银铅阳极泥为原料研究了湿法处理流程。包括加压浸出脱砷;混酸浸出锑、铋、铜和铅;浸出渣熔炼、电解得成品银;银阳极泥提取金。     

高铅铜阳极泥的工艺矿物学

为了高效回收高铅铜阳极泥中贵金属,改进阳极泥的现行生产工艺,采用XRD、SEM和显微镜等对阳极泥进行工艺矿物学研究。结果表明:阳极泥的颗粒较细,成分复杂,贵金属主要为Au 0.33%、Ag 9.94%、Pd0.1%(质量分数);贱金属主要为Cu 16.35%、Pb 13.74%。主要物相包括金以及金铅合金、铜银硒化合物、硫酸盐、砷酸盐、锑酸盐以及氧化物。分析得知,金主要有单质金以及金铅合金两种物相,其质量比约为3:1。其粒度大小不均匀,最大粒度为15μm,最小粒度为0.1μm。单质金常常被包裹在硫酸铜里面,因而,在提取金之前要先脱铜。银以硒化银和铜银硒的形式存在,3种元素混溶形成固溶体。主要贱金属铜为单质铜、硫酸铜、铜银硒以及黄铜矿。铅为硫酸铅、锑酸铅、砷酸铅以及硫化铅;砷锑铋化合物主要包括砷酸铅、锑酸铅、砷酸铋和砷酸锑。结构特征分析表明:高铅铜阳极泥以硫酸铜为基底,氧化镍常包裹单质铜,砷酸锑常包裹黄铜矿,硫酸钡与硫酸铅常交互生长。     

氧气底吹铜熔炼过程多相平衡模拟（英文）

基于氧气底吹工艺特性和最小吉布斯自由能原理,构建了氧气底吹铜熔炼热力学计算模型。模拟结果表明:在给定的稳定生产条件下,铜锍中Cu、Fe和S含量分别是71.08%、7.15%和17.51%,渣中Fe、SiO_2和Cu含量分别是42.17%、25.05%和3.16%。微量元素在底吹熔炼过程中气相、渣相和铜锍相三相间的模拟分配比例为:砷82.69%、11.22%和6.09%;锑16.57%、70.63%和12.80%;铋68.93%、11.30%和19.77%;铅19.70%、24.75%和55.55%;锌17.94%、64.28%和17.79%。将模拟结果和实际生产数据进行验证,结果一致,表明了该多相平衡热力学计算模型具有可靠性,可以指导氧气底吹铜熔炼生产实践,优化工艺操作参数。     

砷铅高杂铜锍富氧强化吹炼机理研究及工艺优化

砷铜锍(Cu₃As)、铅铜锍(Cu₂S、PbS)是粗铅精炼除铜渣熔炼副产物,属于毒性危险废物。本文提出富氧底吹强化吹炼法处理砷铜锍、铅铜锍,富集回收Cu和分离脱除Pb、As。通过热力学计算,阐明了Cu、Pb、As吹炼反应机理及元素物相演变规律,确定吹炼优化条件,并开展工业生产。结果表明：1250℃下,砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼经氧化、还原两阶段产出粗铜、吹炼渣及烟气。粗铜中Cu、As含量(质量分数)分别为93.94%、3.85%;原料中60.42%Cu富集至粗铜,27.43%Cu损失于吹炼渣;Pb在吹炼渣、烟气的分配率分别达到82.77%、17.22%;As在烟气和吹炼渣的分配率达89.46%。砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼实现了Cu向粗铜中定向富集,并将Pb、As脱除至吹炼渣和烟气,可用于含砷复杂资源高效处理。     

脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论研究

对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论进行研究。根据富氧直接熔炼过程炉渣组成特性,选取FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系为研究对象。采用热力学软件Factsage计算并绘制FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系相图,考察CaO与SiO_2质量比、Fe与SiO_2质量比、ZnO含量及温度对该渣系熔化温度及黏度的作用规律,并在此理论基础上进行实验研究。理论研究表明,熔炼过程炉渣中Fe与SiO_2质量比和CaO与SiO_2质量比的增大均会提高炉渣的熔化温度。随着体系温度的升高,炉渣的黏度逐渐减小,1250℃时,炉渣的黏度均小于0.5 Pa·s。实验结果表明:熔炼过程产出合金品位为95.56%,合金直收率达到58.47%,渣中金属含量(Pb与Sb)小于1%(质量分数)。熔炼产物工艺矿物学研究发现,合金中主要物相为金属Pb、金属Sb以及少量Cu_2Sb、FeSb_2金属间化合物,炉渣主要由钙铁橄榄石、铁橄榄石组成,原料中锌主要以氧化锌形式进入渣相。     

采用碱性加压氧化浸出从高铋铅阳极泥中脱除砷锑

在碱性溶液中釆用加压氧化浸出对高铋铅阳极泥进行脱除砷锑的研究。考察氧化剂用量、氢氧化钠浓度、液固比、碱浸温度及反应时间对铅阳极泥脱砷、锑效果的影响,优选得到较佳的工艺条件,砷、锑的浸出率分别达到95%和80%以上。碱浸液冷却过滤结晶砷酸钠和锑酸铅后,采用过氧化氢进行沉锑处理,沉锑后的溶液再补加定量的氢氧化钠后能够返回浸出工艺,实现碱浸液的循环利用,并保证砷、锑的有效脱除。     

铅富氧侧吹氧化熔池熔炼相平衡计算模型

基于多相平衡原理,采用化学平衡常数法,建立铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程多相平衡模型和仿真系统。在原料组成、氧料比、冷却水量与进出水温差、富氧浓度等典型生产工况条件下,模拟计算平衡产物组成和关键技术指标。计算结果表明:与生产实测值相比,除富铅渣中微量元素外,一次粗铅、富铅渣和烟尘中Pb、Zn、S、Cu、As、Sb、Bi、Cd、Au、Ag质量分数计算值的相对误差均低于10%;渣中铁硅比(R_(CaO/SiO_2))和钙硅比(R_(CaO/SiO_2))、烟尘率、一次铅收率、富铅渣温度等关键技术指标的误差均小于8%。因此,所构建模型和计算系统能较好地反映铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程实际生产情况,具有精准预测该熔炼过程和优化工艺参数的潜力,可有效指导铅富氧侧吹氧化熔池熔炼的生产实践。     

造锍熔炼富集含砷难处理金矿中金的研究

在含砷难处理金矿中添加氧化铜造锍熔炼,将金和银富集在铜锍中。通过单因素实验法研究了造锍熔炼过程中主要元素的行为,得到造锍熔炼的最佳条件为:质量比m(CaO)/m(SiO2)=0.5、m(FeO)/m(SiO2)=2.0,物料中铜的总含量为5%,熔炼温度为1300℃,保温时间为60 min,此时金银在铜锍中得到有效富集。金在锍相中的品位为78.3 g/t,回收率可达到99.98%;锍相中铜的回收率为98.64%;渣相中砷和硫含量都很低。物相分析表明铜锍相中的铜和铁主要是以CuFeS2、FeS、Cu2S和Cu存在,对金具有富集作用。     

富铅锑含砷烟尘中砷的选择性脱除（英文）

开展碱性体系选择性脱除富铅锑含砷烟尘中砷的研究,分别考察Na OH浓度、温度、浸出时间、液固比、元素硫对砷、锑、铅溶解的影响。结果表明,砷浸出过程中,元素硫的存在可以有效抑制铅和锑浸出。原料中的Sb_2O_3、As_2O_3和Pb_5(As O_4)_3OH转化为NaSb(OH)_6和PbS,存在于渣中,砷以砷(Ⅲ)或砷(Ⅴ)离子的形式溶于浸出液中。在最优条件下,砷的浸出效率可达99.84%;97.82%锑和99.97%铅留在渣中,浸出渣中砷的含量低于0.1%。提出一种氢氧化钠体系添加元素硫在选择性脱除含砷烟尘中砷后潜在回收铅、锑的新途径。     

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定羰基镍粉中16种杂质元素量

建立电感耦合等离子体原子发射光谱法测定羰基镍粉中砷、镉、铅、锌、锑、铋、锡、钴、铜、锰、镁、铝、铁、钙、钼、硅等杂质元素含量的方法。采用硝酸（3+2）溶解样品，考察了酸度对测定的影响，确定了各元素最佳的分析谱线。在标准溶液中，元素含量分别为0、0.025、0.1、0.5、1.0μg/mL时，十六种元素的强度与浓度呈现良好的线性关系，对应的相关系数均大于0.999。最终的加标回收率为94.0%～104.0%，相对标准偏差RSD<6.53%(n=7)。该方法有效的提升了羰基镍粉中多元素分析的效率，满足硬质合金生产工艺的要求。     

不同喷吹气体对铜冶炼熔渣中砷气化脱除的影响（英文）

为了减少铜熔炼渣中砷所带来的环境问题，提出一种基于气体喷吹脱除熔融铜渣中砷的方法，期望在铜回收工艺前将铜熔炼渣中的砷尽可能以粉尘的形式富集。对比惰性气体、氧化性气体和还原性气体对熔渣中砷脱除的影响。氧化性气体CO₂氧化夹杂冰铜中的砷及砷硫化物，并充当气体载体将砷氧化物带出熔池。还原性气体CO可以将FeO_x-SiO₂熔渣中的砷氧化物还原，并使其挥发至气相，可以实现60%以上的砷脱除率。该研究为熔炼渣中砷脱除提供指导。     

硫化铋精矿还原造锍熔炼一步炼铋

为解决我国当前火法炼铋厂普遍存在低浓度二氧化硫烟气污染、铋回收率低、试剂消耗大等问题,提出一种硫化铋精矿清洁冶金的工艺即硫化铋精矿还原造锍一步熔炼。采用单因素条件实验法考察添加剂用量、熔炼渣型、熔炼温度、反应时间等因素对金属铋直收率和渣含铋的影响,得出最佳熔炼工艺条件为:添加剂碳酸钠用量为精矿用量的20%(质量分数)、m(FeO)/m(SiO_2)=1.0、m(CaO)/m(SiO_2)=0.9、熔炼温度为1300℃、熔炼时间为2h。在此最优条件下,金属铋直收率为85.86%,渣含铋0.11%,固硫率达98.32%。同时,铅、钼、银在粗铋中的直收率分别达81.34%、80.95%、79.11%,说明新工艺的熔炼过程中对有价金属富集较好。     

高锑低银类铅阳极泥制备五氯化锑新工艺

研究采用控电氯化浸出-低压连续蒸馏-氧化结晶法处理高锑低银类铅阳极泥制备五氯化锑的新工艺.结果表明:稀盐酸酸洗可有效去除铅阳极泥中的氟和硅:当溶液电位控制在430 mV以上时,阳极泥中锑、铜和铋的浸出率均大于99%,浸出液中三价锑离子的浓度高达310 g/L,浸出液经冷却结晶后银的入渣率为91.12%,铅的入渣率为96.35%;当蒸馏温度为190℃时,蒸馏余物中三氯化锑已接近无水三氯化锑熔盐,无水三氯化锑熔盐通氯氧化-结晶分离所获得的五氯化锑产品质量完全达到试剂级产品的要求,而金属铁、铋和铜等均残留在结晶分离残渣中,锑的回收率大于95%.     

基于AOP协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属

以粗铋碱性精炼产生的碲渣为原料,基于高级氧化技术(AOP),在硫酸体系中协同氧化浸出碲渣中的碲和有价金属,研究NaCl浓度、H_2O_2体积分数、H_2O_2滴加速度、H_2SO_4浓度、浸出温度、浸出时间、气体流速和液固比等工艺参数对碲、铜、铋、锑和铅等金属浸出行为的影响,确定最佳工艺参数。结果表明:在NaCl浓度0.75 mol/L、H_2O_2体积分数20%、H_2O_2滴加速度1.2 mL/min、H_2SO_4浓度2.76 mol/L、浸出温度60℃、浸出时间2.5 h、气体流速2.5 L/min和液固比10 mL/g的优化条件下,碲、铜和铋的浸出率分别达95.75%、91.88%和90.23%,而锑和铅的浸出率仅分别为4.84%和0.08%,实现碲渣中碲的高效浸出及有价金属的有效分离和富集。     

选择性还原-磁选回收镍渣中的有价金属

采用选择性还原-磁选工艺富集某镍渣中的镍、铜,通过控制还原过程参数实现选择性还原。结果表明：添加熔剂并适当提高渣料的碱度（CaO与SiO2质量比）有助于镍、铜的富集;对碱度0.15、还原温度1200℃、还原时间20 min、内配煤量5%（质量分数）的优化条件下得到的还原样品,通过磨矿-磁选获得镍、铜、铁品位分别为3.25%、1.20%、75.26%的精矿,镍、铜、铁的回收率分别为82.20%、80.00%、42.17%,实现了镍、铜相对于铁的选择性富集;选择性还原-磁选没有显著降低S、P的含量,两者在工艺过程中的行为需要进一步研究。