复杂铅铋精矿氧化熔池熔炼过程的热力学模拟

采用热力学平衡模拟方法研究复杂铅铋精矿富氧熔池熔炼过程中的元素分配行为,分析氧料比(OFR)和硫分压(pSO2)对Bi、Pb、As、Sb、Cu和Ag分配行为的影响,并对比模拟计算结果与工业数据.结果表明,该过程中OFR在6.3～6.8 kmol/t之间有利于最大化Bi、Pb、Cu和Ag在金属相中的分配,进一步增加OFR...     

五价锑在脱除铜电解液中砷、锑、铋杂质中的作用(英文)

通过向含有45 g/L Cu2+、185 g/L H2SO4、10 g/L As和0.5 g/L Bi的铜电解液中加入Sb(V),研究五价锑对铜电解液中砷、锑、铋杂质脱除作用机理。过滤电解液,采用化学分析、SEM、TEM、EDS、XRD、FTIR等方法对沉淀渣的结构形貌和成分进行表征。结果表明,沉淀渣呈尺寸为50~200μm的不规则块状,其化学成分主要为砷、锑、铋和氧。红外光谱检测表明,沉淀渣主要特征官能团为As—O—As、As—O—Sb、Sb—O—Bi、Sb—O—Sb和Bi—O—Bi。X射线衍射和电子衍射检测结果表明,沉淀渣由AsSbO4、BiSbO4和Bi3SbO7组成。锑酸盐的生成是五价锑脱除铜电解液中砷、锑、铋杂质的主要原因。     

铜复杂资源造锍熔炼过程中MgO对铜锍和二氧化硅饱和铁硅渣相平衡的影响（英文）

采用高温平衡实验及电子探针微区分析方法研究铜复杂资源中MgO对造锍熔炼平衡体系铜锍及熔炼渣成分(FeO_x-SiO₂-MgO)的影响。结果表明,在1300℃、p(SO₂)=10 k Pa熔炼条件下,增加熔炼渣中MgO含量可降低渣中FeO的活度,进而降低渣中氧分压(p(O₂))、减少铜在渣中化学溶解损失量;同时,渣中FeO活度降低可促进铜锍中Fe S氧化进渣,提高铜锍品位。在高硅渣型中,过量MgO易在渣中形成固相夹杂颗粒(Mg₂SiO₄-Fe₂SiO₄),导致渣黏度升高、增加渣中铜损失。当熔炼温度由1200℃升至1300℃及p(O₂)为10^-6 k Pa时,FeO_x-SiO₂-MgO渣中MgO的最大溶解量由3%增至8%(质量分数);渣中MgO含量增加时,可通过添加SiO₂熔剂调整渣型、升高熔炼温度,进而降低渣...     

真空区域熔炼法制备高纯铝过程中杂质的分布（英文）

提出一种真空区域熔炼法制备高纯铝的新工艺。通过确定平衡分配系数,研究杂质的轴向偏析。理论分析和实验结果表明,平衡分配系数k₀<1的杂质(Cu、Si和Fe)在铝锭尾部累积,而Ti (k₀>1)在铝锭首端累积。当熔区以1.5 mm/min的速度移动并进行15次区域熔炼后,杂质的去除率和铝的纯度最高。在铝锭中部,即距铝样首端140 mm处,铜、铁和硅的去除率均高于90%,钛的去除率高于75%,铝纯度高于99.999%。铝样品的纯度符合99.999%(5N)工业用高纯铝标准的要求。     

氯化焙烧铜熔炼渣的过程机理及动力学（英文）

提出一种以CaCl₂为氯化剂,采用氯化焙烧法从铜熔炼渣中高效回收锌的工艺。利用热力学计算、热重–差热(TG-DSC)分析和X射线衍射(XRD)等手段,研究氯化反应机理和氯化焙烧过程动力学。结果表明,Ca Cl2氧化分解和所有含锌相的氯化反应温度均分别高于774.3和825℃。铜熔炼渣的氯化焙烧过程可分为4个阶段,依次为吸附水脱除、结晶水脱除、含铁相氧化和锌的氯化挥发。铁氧化阶段和锌氯化挥发阶段的表观活化能分别为101.70和84.4 k J/mol,铁氧化过程的最概然机理函数为Avrami–Erofeev方程(n=2),锌氯化过程符合未反应核收缩模型且受化学反应控制。     

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-SiO₂-CaO-ZnO渣系为研究对象。采用热力学软件Factsage计算并绘制FeO-SiO₂-CaO-ZnO渣系相图,考察CaO与SiO₂质量比、Fe与SiO₂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SiO₂质量比和CaO与SiO₂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Cu₂Sb、FeSb₂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...     

铜闪速熔炼渣中砷的赋存状态和浸出毒性（英文）

铜冶炼含砷炉渣的高效安全处置取决于对其含砷物相及其浸出毒性的准确认识。采用X射线荧光光谱、X射线衍射、电子探针显微分析、扫描电子显微术和选择性逐级提取法对铜熔炼渣中的含砷物相进行鉴定,并基于对炉渣中不同含砷物相的选择性逐级提取结果探讨渣中砷浸出毒性的可能来源。结果表明,砷以水溶性砷、铜砷金属间化合物、铜砷硫化物以及固化在铁橄榄石和硅酸盐玻璃相中的砷等形式赋存在熔炼渣中。浮选过程可以去除熔炼渣中的水溶性砷并回收铜砷金属间化合物,降低渣尾矿的砷浸出毒性,使其符合USEPA和SEPA标准要求。     

造锍捕金机理及富氧熔炼过程贵金属分配行为

贵金属在高温熔锍中分配行为受熔炼体系和组元热力学性质影响,高温熔锍捕集贵金属有利于降低体系总吉布斯自由能;Au、Ag在渣中损失形式,与Cu损失类似,除少量溶解外,大部分为机械夹杂,占总渣损失的90%以上;引入分配系数和机械悬浮率对贵金属多相平衡模型进行修正,并利用修正模型计算了富氧熔炼铜锍和炉渣中贵金属含量,铜锍中Au、Ag的含量分别为13.29 g/t、825.84 g/t,炉渣中Au、Ag的含量分别为0.53 g/t、33.29g/t,与实际生产结果一致;入炉精矿成分(Cu、S)和工艺参数(铜锍品位、氧矿比)波动时,对Au、Ag在富氧熔炼过程中分配行为有影响,随着精矿中Cu含量的升高和S含量的降低以及铜锍品位和氧矿比的升高,Au、Ag在铜锍中的分配比例降低,渣中损失增加;降低铜锍机械悬浮率,有利于减少贵金属在渣中的损失、提高贵金属的回收率。     

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。     

氧气底吹铜熔池熔炼过程的机理及产物的微观分析

对氧气底吹熔炼过程气体喷吹行为、造锍熔炼化学反应机理及熔炼炉内热工作状态进行理论分析及水模型实验和取样分析验证。结果表明,氧气底吹气流能使熔体形成均匀的扩散区,实现熔体的搅拌,在气体连续相区和液体连续相区,气液、液液之间的相互作用强烈,为炉内化学反应及传热传质提供了良好的动力学条件;氧气底吹熔炼过程在零配煤的情况下能达到自热熔炼,在节能减排方面,该工艺具有很强的优势;获得了铜渣、冰铜和蘑菇头中各组分的形貌,确定了铜渣、冰铜和蘑菇头的物相组成,渣样主要由冰铜相、磁铁矿相、铁橄榄石相和玻璃体相组成,熔炼内的氧势和硫势分布有利于反应的进行,能有效抑制Fe3O4的形成以及降低渣含铜。     

高投料量下炼铜闪速炉内熔炼过程的数值模拟

以FLUENT 6.3为计算平台,建立了铜闪速炉熔炼过程数值模型,并针对高投料量下反应塔气粒两相变物理场信息分布变化特点展开仿真研究。结果表明:工艺风入炉后迅速膨胀,并在反应塔中心形成轮廓明显的主体气流柱;主体气流柱内外的温度和氧浓分布梯度变化较大;局部低温出现在精矿喷嘴下方,而高温反应核心区域则下移至反应塔中下部。综合多场耦合仿真结果可知:高投料量条件下精矿粒子与反应配风之间混合力度欠佳是造成高投料量反应塔内熔炼过程反应效率降低的主要原因。     

Thermodynamic analysis and process optimization of zinc and lead recovery from copper smelting slag with chlorination roasting

An efficient chlorination roasting process for recovering zinc (Zn) and lead (Pb) from copper smelting slag was proposed. Thermodynamic models were established, illustrating that Zn and Pb in copper smelting slag can be efficiently recycled during the chlorination roasting process. By decreasing the partial pressure of the gaseous products, chlorination was promoted. The Box−Behnken design was applied to assessing the interactive effects of the process variables and optimizing the chlorination roasting process. CaCl₂ dosage and roasting temperature and time were used as variables, and metal recovery efficiencies were used as responses. When the roasting temperature was 1172 °C with a CaCl₂ addition amount of 30 wt.% and a roasting time of 100 min, the predicted optimal recovery efficiencies of Zn and Pb were 87.85% and 99.26%, respectively, and the results were validated by experiments under the same conditions. The residual Zn- and Pb-containing phases in the roasting slags were ZnFe₂O₄, Zn₂SiO₄, and PbS.     

铜火法冶炼过程中铜和砷物质流分析

采用物质流分析方法对铜火法冶炼过程铜和砷的代谢进行分析,建立铜和砷的物质平衡表及物质流图.采用直接回收率、废物循环率和资源效率等指标评价流程代谢效率.结果表明,该流程铜资源效率为97.58％,在熔炼、吹炼和精炼单元过程铜的直接回收率分别为91.96％、97.13％和99.47％.同时,生产1 t金属铜有10 kg砷进入...     

基于遗传算法的铜闪速熔炼过程控制优化

基于已建立的铜闪速熔炼神经网络模型,以能耗费用最低为目标,在工艺指标控制范围内,采用遗传算法对铜闪速熔炼过程的工艺参数进行了仿真优化计算。结果表明,当空气、分配风、工艺氧和中央氧的市场价格折合比值分别为0.05、0.1、0.4和0.45,精矿量为128 t,其成分(质量分数)为Cu 20.61%、S 27.59%、Fe 24.72%、SiO2 11.64%和MgO 1.39%时,铜闪速熔炼工艺参数的遗传优化值为空气15 011 m3、分配风1 302 m3、工艺氧17 359 m3、中央氧1 000 m3、熔剂13.6 t;与实践平均值相比,若采用优化工艺参数控制,熔炼能耗费用可降低4.6%。     

复杂铜精矿除锑的建模与工艺优化(英文)

对一种含1.69%Sb和0.14%Sn的铜精矿进行碱性硫化物浸出以除去Sb和Sn,对浸出条件建立数学模型,并对工艺条件进行优化。采用响应面方法并结合面心立方中央复合设计来优化工艺参数。选取浸出温度、硫化物浓度和固体含量作为变量参数,而将Sb和Sn的浸出率和达到浸出90%Sb所需时间作为响应参数。结果表明:温度和硫化物浓度对Sb和Sn的浸出影响显著,而固体含量的影响不显著。建立了一个数学模型来描述浸出条件,实验验证了该模型是可靠与准确的。     

Operation optimization of concentrate burner in copper flash smelting furnace

The software that simulates the flow, temperature, concentration and the heat generation field in the Outkumpu flash smelting furnace, was developed by a numerical method of the particle-gas flow together with some chemical reaction models. Many typical operating conditions were chosen for simulation in order to obtain the effect of the distribution air, process air, central oxygen and the oil-burner position etc. The concepts about optimum op-eration, 3C(concentration of high temperature, high oxygen and laden concentrate particles), are concluded from these simulated results, which have been checked primarily by operational experiments.     

氧枪布置方式对底吹熔池熔炼过程的影响

采用FLUENT软件,分别选择kε系列湍流模型和雷诺应力模型(RSM)对底吹熔池熔炼炉内的高温熔体气液两相流进行数值模拟,并且依据相似原理,通过水模型实验对数值模拟结果进行验证,综合评价发现Realizable kε模型的计算精度最高。选用Realizable kε模型,对氧枪布置方式及直径对底吹熔池熔炼过程的影响进行数值模拟研究,结果表明:在一定范围内,适当增大氧枪倾角有利于底吹熔池熔炼过程的进行,当单排氧枪倾角在17°~22°之间时,熔池各指标均处于较好的水平;相对于现场工况,双排氧枪倾角分别为12°和22°时,熔池的搅拌效果显著增强;当氧枪倾角为20°时,其有效搅拌区直径为1.475 m,对应的合理氧枪间距为0.98~1.23m;适当减小氧枪直径可以有效提高熔池气含率。     

Intelligent prediction model of matte grade in copper flash smelting process

Due to the importance of detecting the matte grade in the copper flash smelting process, the mechanism model was established according to the multi-phase and multi-component mathematic model. Meanwhile this procedure was a complicated production process with characteristics of large time delay, nonlinearity and so on. A fuzzy neural network model was set up through a great deal of production data. Besides a novel constrained gradient descent algorithm used to update the parameters was put forward to improve the parameters learning efficiency. Ultimately the self-adaptive combination technology was adopted to paralleled integrate two models in order to obtain the prediction model of the matte grade. Industrial data validation shows that the intelligently integrated model is more precise than a single model. It can not only predict the matte grade exactly but also provide optimal control of the copper flash smelting process with potent guidance.     

Oxidation leaching of copper smelting dust by controlling potential

A study was conducted for metal extraction from copper smelting dust using the oxidation leaching and control of potential technology. The effects of H₂O₂ dosage, H₂O₂ feeding speed, initial HCl concentration, leaching temperature, liquid-to-solid ratio and leaching time on metals leaching efficiencies were investigated. The following optimized leaching conditions were obtained: H₂O₂ dosage of 0.8 mL/g (redox potential of 429 mV), H₂O₂ feeding speed of 1.0 mL/min, initial H₂SO₄ concentration of 1.0 mol/L, initial HCl concentration of 1.0 mol/L, leaching temperature of 80 °C, initial liquid-to-solid ratio of 5:1 mL/g and leaching time of 1.5 h. Under the optimized conditions, copper and arsenic can be effectively leached from copper smelting dust, leaving residue as a suitable lead resource. The average leaching efficiencies of copper, arsenic and iron are 95.27%, 96.82% and 46.65%, respectively.