使用废阴极炭块还原提取铜转炉渣中铜钴的初步研究

研究了用废阴极炭块作为还原剂、铜精矿为硫化剂,还原铜转炉渣提取铜钴的可行性,探索废阴极炭块添加量对铜钴回收率的影响并分析了产物物相。试验结果表明,废阴极炭块作为还原剂用于提取铜转炉渣中铜钴是可行的,当废阴极炭块的加入量为8%～12%时,铜转炉渣中的铜钴被有效还原回收,铜的回收率在95. 52%以上,钴的回收率在91. 40%以上,且废阴极中大量的氟固化在贫化渣中。钴冰铜中主要物相为钴铁合金(Co-Fe)、硫化亚铜(Cu2S)、硫化亚铁(Fe S)、斑铜矿(Cu5Fe S4)和金属铜,贫化渣中的主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和铁尖晶石((Fe0. 865Al0. 135)(Al1. 865Fe0. 135) O4)。     

基于FeO-SiO_2-Al_2O_3渣型的废旧铝壳锂离子电池还原熔炼回收有价金属（英文）

提出一种基于FeO-SiO_2-Al_2O_3渣型废旧铝壳锂离子电池还原熔炼回收有价金属的新工艺,该工艺仅采用铜渣作造渣剂。研究表明:在造渣剂用量为铝壳锂离子电池质量的4.0倍、熔炼温度1723 K、熔炼时间30 min条件下,钴、镍、铜的回收率最高,分别为98.83%、98.39%和93.57%;还原熔炼合理的渣型组成为m(FeO):m(SiO_2)=0.58:1~1.03:1,Al_2O_3含量为17.19%~21.52%;熔炼产出合金主要由Fe-Co-Cu-Ni固溶体相和冰铜相构成,产出炉渣的主要矿物成分为铁橄榄石和铁铝尖晶石,铜在渣中损失的主要机制是板条状铁橄榄石对冰铜和金属铜的机械夹杂。     

涡流贫化法回收铜渣中的金、银、铜

采用熔融铜渣为原料,经过涡流贫化过程,回收铜渣中的金、银、铜,贫化渣进一步升温还原得到含铜铁水,最终可制备成耐磨铸铁。结果表明,通过涡流贫化,铜渣中的Fe_3O_4被还原为FeO,然后FeO与SiO_2结合,生成Fe_2SiO_4。经过涡流贫化后,金、银、铜的回收率分别达到了99.44%、93.97%和93.14%。贫化渣中Fe_3O_4和铜的含量分别为1.53%和0.61%(质量分数)。贫化渣涡流还原后得到的含铜铁水制备的耐磨铸铁成分满足高铬耐磨铸铁国标要求。     

铜捕集法回收铂族金属的理论及实验研究

对还原熔炼铜捕集法从失效汽车催化剂中回收铂族金属的基础理论进行研究并进行实验验证。计算整个过程可能发生的反应ΔG_T~Θ-T方程式。分析表明,铂族金属氧化物优先于氧化铜被还原为金属态,实际还原熔炼温度应低于1500℃;计算含MgO的CaO-Al_2O_3-SiO_2熔炼渣体系相图及黏度,熔炼过程应控制CaO、SiO_2的量来实现渣型的选择;结合从铜-铂族金属相图,铜能与铂、钯、铑连续固溶形成合金;从理论上证实铜捕集法从失效汽车催化剂中回收铂族金属的可行性;通过实验验证,结果表明在适宜的条件下,铂、钯、铑回收率分别为98.2%、99.2%、97.6%。     

复杂高硅钴白合金碱焙烧脱硅预处理

针对高硅钴白合金结构复杂、难以直接硫酸浸出问题,开展碱焙烧脱硅预处理研究以破坏稳定致密的硅铁合金结构。结果表明:经碱焙烧预处理后,钴白合金形貌发生明显改变。碱焙烧条件如下:温度600℃,NaOH用量为硅、铁反应所需理论量0.64倍。在上述条件下焙烧2 h后,所得渣经水洗,硅的脱除率达到66.57%;再经常压硫酸浸出,钴、铁浸出率均高达99%以上,而铜则完全保留在浸出渣中,实现了钴和铜分离,渣中的铜经第二段氧化浸出得以回收。进一步基于工艺矿物学分析,对碱焙烧脱硅预处理后钴白合金的常压浸出行为进行解析。     

含钴转炉渣非熔融选择性还原回收钴EI北大核心CSCD

钴多以伴生元素赋存于硫化铜镍矿床中,在冶炼过程中主要富集于转炉渣中。从转炉渣中回收钴,能够缓解我国钴的供需矛盾,具有显著的经济和社会效益。本文针对镍转炉的物相组成进行了系统分析,并在此基础上通过热力学分析及实验研究,实现了非熔融状态下钴、镍等氧化物的还原及富集。考察了焙烧温度、还原时间、无烟煤及氯化钙用量对各金属回收率及磁选精矿中金属含量的影响。结果表明:优化工艺条件为还原温度1050~1150℃、无烟煤用量(质量分数)10%、氯化钙用量13%、还原时间为1.5 h。在此条件下,铁、钴、镍、铜的回收率分别为51.85%、93.81%、98.32%、76.47%,在磁选精矿中的含量(质量分数)分别为45.08%、8.14%、18.70%、2.06%。     

含钴铜转炉渣的工艺矿物学

研究了铜转炉渣的化学与矿物学特征,用光学显微镜查明了炉渣各主要渣相为铁橄榄石,磁铁矿和无定形玻璃体,铜主要以冰铜相裹夹于渣相中,铜滴的尺度与渣的冷却历史有关。用X射线衍射谱,扫描电子显微镜,X射线能谱和X射线波谱及化学物相分析,对铜和钴的赋存状态及在各相中的分布进行了表征和量化。结果表明,钴主要以类质同象形式取代铁橄榄石和磁铁矿晶格中部分Fe^2 ,作为氧化物富集其中,二者约占钴总量的95％,渣中钴的提取需要以铁橄榄石和磁铁矿的分解为前提,使钴的氧化的游离出来而酸溶。     

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。     

低品位铅铋物料熔池熔炼中元素的分配行为

低品位复杂物料中杂质元素含量高,其分配行为对熔炼工艺条件及产品质量具有很大影响。针对低品位铅铋物料氧化熔炼及其氧化渣还原熔炼两段工艺开展研究,考察了各因素对元素分配行为的影响。结果表明:氧化熔炼最佳工艺条件为:通氧量200 L/kg,铁硅质量比1.3,钙硅比0.4。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑在渣中分配比例分别为47.05%、7.37%、10.93%、55.12%、55.86%和47.59%。还原熔炼最佳工艺条件为:铁硅质量比1.2,钙硅质量比0.8,还原剂用量为理论量的1.3倍,还原时间60 min。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑直收率分别为93.34%、99.60%、49.58%、84.38%、49.31%和87.26%。     

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。     

Behavior of vanadium during reduction and smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets

The effects of CaO content, MgO content and smelting temperature on the vanadium behavior during the smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets were investigated. The thermodynamics of reduction and distribution of vanadium was analyzed and the high-temperature smelting experiments were carried out. The thermodynamic calculations show that the distribution ratio of vanadium between the slag and the hot metal decreases with the increments of CaO and MgO content in the slag as well as the increase of the smelting temperature. The smelting experiments demonstrate that the vanadium content in iron and the recovery rate of vanadium in pig iron increase as the CaO content, MgO content and smelting temperature increase, whereas the vanadium distribution ratio between the slag and iron tends to decrease. Moreover, the recovery rate of vanadium in pig iron has a rising trend with increasing the optical basicity of the slag. The addition of MgO in the slag to increase the slag optical basicity can not only improve the vanadium reduction but also promote the formation of magnesium-containing anosovite, which is beneficial to following titanium extraction.     

生物浸出体系中中等嗜热菌对锌冶炼窑渣中金属的提取及其电化学特性的影响(英文)

研究中等嗜热菌对锌冶炼窑渣中金属提取的影响以及生物浸出过程中锌冶炼窑渣碳糊电极的电化学特性。结果表明,在矿浆浓度2%、pH1.0、温度65°C、转速为120r/min的浸出条件下,去除生物浸出体系中吸附菌后,废渣中Fe、Cu和Zn的浸出率分别为86.7%、90.3%和66.7%,而在没有去除吸附菌体系中3种金属的浸出率分别为91.9%、96.0%和84.5%。对生物浸出渣和酸浸渣表面细菌分泌物进行FT-IR测试分析可知,生物浸出渣颗粒表面出现了新的官能团振动峰,如1007cm1和1193cm1处的峰,间接说明残渣颗粒表面吸附细菌的存在。生物浸出体系和空白体系的循环伏安曲线和塔菲尔曲线特性进一步表明生物浸出体系中细菌促进了锌冶炼窑渣中有价金属的溶出。     

Recovery of valuable metals from spent lithium ion batteries by smelting reduction process based on FeO–SiO2–Al2O3 slag system

A novel smelting reduction process based on FeO–SiO₂–Al₂O₃ slag system for spent lithium ion batteries with Al cans was developed, while using copper slag as the only slag former. The feasibility of the process and the mechanism of copper loss in slag were investigated. 98.83% Co, 98.39% Ni and 93.57% Cu were recovered under the optimum conditions of slag former/battery mass ratio of 4.0:1, smelting temperature of 1723 K, and smelting mass ratio of time of 30 min. The FeO–SiO₂–Al₂O₃ slag system for the smelting process is appropriate under the conditions of m(FeO):m(SiO₂)=0.58:1–1.03:1, and 17.19%–21.52% Al₂O₃ content. The obtained alloy was mainly composed of Fe–Co–Cu–Ni solid solution including small amounts of matte. The obtained slag mainly consisted of fayalite and hercynite. Meanwhile, the mechanism of copper loss is the mechanical entrainment from strip-like fayalite particles in the main form of copper sulfide and metallic copper.     

从金银冶炼氧化渣中回收铋的生产实践

铋是1种重要的金属,对金银冶炼渣中的铋需加以回收。本文论述了自金银冶炼产出的氧化渣中,采用单独还原熔炼提铋和粗铋精炼回收铋的技术及原理。介绍了适应以金银熔炼中产出的氧化渣为原料,经济地生产市场急需、用户满意的高纯铋的工艺方法。     

LUDA钛铁矿等离子熔炼研究SCIEI

本文借助于自行设计的等离子枪,研究了LUDA钛铁矿等离子熔炼工艺。结果表明,预还原钛铁矿经等离于熔练,可得到含二氧化钛90—98％的富钛渣。     

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。     

Appropriate titanium slag composition during smelting of vanadium titanomagnetite metallized pellets

The suitable titanium slag composition with high titanium content for electric furnace smelting of vanadium titanomagnetite was investigated through thermodynamics and related phase diagram analysis. According to the thermodynamic results, low-melting-point regions and MgTi₂O₅ primary phase area in the phase diagrams, the suggested titanium slag composition for the present vanadium titanomagnetite metallized pellets should consist of 50% TiO₂, 8%–12% MgO and 13% Al₂O₃ (mass fraction) with a binary basicity of 0.8–1.2. Finally, the verified smelting experiments were conducted and successful separation of the molten iron from the titanium slag is obtained. The obtained vanadium-containing molten iron contains 0.681% V and 0.267% Ti, and the obtained titanium slag contains 52.21% TiO₂ (mass fraction), in which MgTi₂O₅ is the primary phase. The titanium resource in the final titanium slag production could be used to produce TiO₂ pigment by acid leaching methods.     

Iron extraction from lead slag by bath smelting

A new bath smelting process was proposed to recover iron for solid wastes reduction. 99.79% of iron metallization, 99.61% of iron recovery, pig iron with 93.58% Fe, 0.021% S, 0.11% P, 1.38% C, 0.22% Si, 0.01% Pb and 0.031% Zn were achieved after the wastes were smelted at 1575 °C for 20 min under C/Fe molar ratio of 1.6 and basicity of 1.2. The produced pig iron could be used in steel-making. This study provides a way for recycling iron from smelting slag and hydrometallurgical residue.     

硫渣隔膜电解主要操作技术条件的控制

通过现场科学分析研究,采用隔膜电解工艺,彻底分离锡冶炼过程中间产物硫渣,以确保可靠、连续、稳定的硫渣隔膜电解生产,对行业锡冶炼过程中间产物处理的推广和应用具有现实意义。