镍冶炼渣中CaO-SiO_2-FeO-MgO系炉渣热力学与物相平衡研究

硫化镍闪速熔炼终渣中铁主要以含镁橄榄石型硅酸盐为主,致使其后续资源利用中提取困难。本研究从提铁角度出发,通过适当调整熔炼初始渣系组分,利用Fact Sage热力学软件计算了FeO-SiO_2-CaO-MgO渣系在特定温度下的热力学条件、相平衡及物相组成,并用实验验证,以期找到最有利于后续还原提铁的渣组成。结果表明,在500~1 400℃间,该渣系主要存在物相以橄榄石以及钙镁硅酸盐为主,并伴有少量Fe_3O_4、MgO(方镁石)和Ca_3MgSi_2O_8。渣中CaO及Fe/SiO_2比增加,MgO含量降低(13%降为7%),均会降低渣系熔点。随着CaO含量从5%增加到20%,体系中铁镁橄榄石和铁橄榄石物相含量降低显著,FeMgSiO_4相对含量从34%降低到6%左右,Fe2SiO_4相对含量从39%降低到小于6%。该渣组分非常有利于渣后期还原提铁。     

还原熔炼法从谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴(英文)

研究从赞比亚谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴的还原熔炼过程。实验考察还原剂用量、熔炼温度、保温时间及渣型改善剂CaO和TiO2的添加对还原熔炼金属回收率的影响。采用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析对所得贫化渣和含钴合金进行表征。结果表明,在优化条件下,转炉渣中钴、铜、铁的回收率分别为94.02%,95.76%和小于18%;贫化渣的主要物相组成为铁橄榄石和铁尖晶石,含钴合金中主要含有金属铜、含钴铜的铁合金和少量的硫化物。     

氧气底吹铜熔炼渣中多组元造渣行为及渣型优化

通过分析氧气底吹铜熔炼过程产生的铁硅型工业铜渣中SiO2、Fe、S、Cu、CaO等组元含量变化趋势,结合冶金过程原理,研究上述各组元造渣行为及组元含量相互间的映射关系,并进行渣型优化。结果表明:SiO2、Fe、S、Cu及CaO等组元的造渣行为具有相互关联性,且各组元与Cu造渣行为的关联性由强到弱的顺序依次为S、m(Fe)/m(SiO2)、SiO2、Fe。同时,SiO2和Fe含量对Cu含量的耦合作用较明显,随SiO2含量升高,Fe含量降低,Cu含量呈降低趋势。通过渣型优化,渣中SiO2含量为26.5%~28%、Fe含量为38.5%~40%(质量分数),该渣型的流动性较好,理论上底吹熔炼渣含Cu可降低到2.5%(质量分数)以下。     

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。     

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。     

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。     

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)。     

铜熔池自热熔炼工艺参数

通过试验研究及建立数学模型,从动态过程出发对铜熔池自热熔炼工艺参数进行了分析研究.结果表明,渣型选择SiO_2/Fe=0.80,CaO%=16,脱硫率低于80%,即冰铜品位约低于60%,既可抑制Fe_3O_4生成,又可保证高的脱硫速率;实现自热熔炼的临界鼓氧浓度随精矿含硫的增加而降低,在精矿含硫一定时,临界氧浓度随冰铜品位的增加而升高,冰铜品位为60%,精矿含硫为30%和35%,临界氧浓度分别为69%和48%;熔炼速率随鼓风强度线性增加,精矿含硫30%、鼓氧浓度70%,冰铜品位60%时,选择鼓风强度为700 Nm~3/m~2·h,熔炼速率为48.81 t/m~2·d.     

脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼过程的Fe元素行为

对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼过程Fe元素行为进行研究,利用X射线衍射、扫描电镜能谱、光学显微镜、电子探针、化学物相分析等手段对熔炼过程Fe元素走向及各相中赋存状态进行表征。结果表明:熔炼中间过程Fe主要富集于精矿颗粒外围FexSbyS复杂硫化物相,少量Fe以FeSb和FeS形式赋存于颗粒中心合金相;随反应进行,Fe不断向颗粒外围迁移,熔炼终产物粗铅锑合金中Fe以FeSb和FeSb_2形式存在,绝大部分Fe氧化造渣以硅酸铁(60.04%)和赤褐铁矿(Fe_2O_3,37.34%,质量分数)形式进入熔炼终渣。中间产物Fe_xSb_yS化合物的形成抑制锑硫化物氧化和挥发,其直接分解是铅锑合金中存在Fe-Sb合金相的主要原因。     

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。     

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%。     

铁铝共生矿碳热预还原过程矿相转变行为

在提出"非高炉提铁-铝酸钙渣提铝"生态化高效利用新工艺的基础上,系统研究预还原温度、时间、钙铝比、碳氧比等对铁铝共生矿预还原过程中金属化率和矿相转变行为的影响。结果表明:矿石金属化率随预还原温度提高而明显增加;随着还原时间的延长和钙铝比的增加,金属化率均先增加后降低,还原时间和钙铝比分别在30 min和0.8时金属化率达到最高;提高碳氧比有利于提高金属化率,但提高幅度不大。预还原条件对预还原矿矿相的种类影响不大,在初期Fe、2CaO·Al_2O_3·SiO_2、12CaO·7Al_2O_3、2CaO·SiO_2和3Ca O·Al_2O_3相均能生成,提高钙铝比、预还原温度和时间有利于促进2CaO·Al_2O_3·SiO_2向12CaO·7Al_2O_3和2CaO·SiO_2转化。预还原过程工艺条件推荐为:预还原温度1300℃,保温时间30 min,钙铝比0.8,碳氧比1.2,此时预还原矿金属化率为63.10%。     

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。     

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。     

从废旧锂离子电池中分离回收钴镍锰

提出一种新型的从废旧锂离子电池中分离回收钴镍锰的工艺.该工艺采用物理擦洗-稀酸搅拌浸出的方法分离集流体与活性物质,采用H2SO4+H2O2为浸出剂对活性物质进行浸出,然后采用黄钠铁矾法去除浸出液中的铁,再采用N902萃取分离铜,通过水解沉淀法除铝,最后采用碳酸盐共沉淀法制备镍钴锰碳酸盐前躯体.结果表明:最优浸出条件为液固比10:1、H2SO4浓度2.5 mol/L、H2O2加入量2.0 mL/g(粉料)、温度85℃、浸出时间120 min;在此条件下,钴、镍和锰的浸出率分别达到97%、98%和96%;除去浸出液中的铁、铜和铝后,钴、镍和锰的损失率分别为1.5%、0.57%和4.56%;总体来说,废旧锂离子电池中钴、镍和锰的回收率均可以达到95%.     

Fe_3O_4-(xFeS·yCu_2S)-FeO-SiO_2体系的反应动力学

在铜的火法冶金中,如何减少磁性氧化铁对冶炼过程的危害,一直是人们极为重视的问题,尽管人们对此问题作过一些研究,但涉及动力学方面的工作不多,因此,深入研究Fe_3O_4-(xFeS·yCu_2S)-FeO-SiO_2体系的反应动力学就具有特别重要的实际意义。本文通过测定反应产生的SO_2来考察反应的进程,实验设备参见文献。 1.造渣熔剂对反应速度的影响冰铜对磁性氧化铁的还原是按下列反应进行的:     

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%。     

含铂族金属硅铁合金熔炼脱硅预处理工艺研究

失效汽车尾气催化剂经等离子熔炼后得到富集了铂族金属的硅铁合金,其硅含量高,难以酸溶除铁。采用熔炼法对其进行脱硅预处理研究,得到最优条件为:氧化剂Fe_2O_3用量为理论用量的1.4倍、造渣剂CaO用量为原料量的20%,经1600℃熔炼120 min,物料中硅的去除率达到95%,物料中硅含量由10%降低至0.5%。经过脱硅预处理后物料主体为单质铁,易于酸溶除铁,有利于精炼回收铂族金属。     

Al2O3型壳与DD6单晶合金的界面反应

采用SEM、EDS、XRD等手段研究了DD6单晶合金与陶瓷型壳的界面反应。结果表明,DD6高温合金与Al_2O_3型壳的黑色界面反应产物主要是α-Al_2O_3,并伴有FeCr_2O_4、(Fe,Ni)固溶体等多种成分相,界面反应层的厚度一般为5～6μm;界面反应后陶瓷型壳内表面出现了TaO、NiO、HfO_2等多种反应产物;降低表面粗糙度、控制型壳矿化剂中的Fe_2O_3杂质含量,能够有效抑制界面反应的产生。     

电渣精炼去除铝中杂质铁(英文)

采用添加Na2B4O7的KCl-NaCl-Na3AlF6渣剂对浇注的工业纯铝自耗电极棒进行电渣精炼,以去除纯铝中的杂质铁,并改善其力学性能。结果表明:电渣精炼后纯铝中的铁含量随着Na2B4O7添加量和电渣重熔时间的增加而减少,在Na2B4O7添加量为9%和重熔时间为30min的情况下,铁含量从0.400%降低到0.184%。电渣精炼后,纯铝的弹性模量、屈服强度和抗拉强度得到改善,尤其是其延伸率提高了43%。铁含量降低的主要原因是电渣重熔过程中熔渣和铝液滴反应生成富铁相Fe2B。渣-液体系的反应热力学计算从理论上解释了Fe2B的生成。