硫化锑精矿还原固硫焙烧直接产出金属锑研究

针对现行鼓风炉挥发(熔炼)-反射炉还原炼锑工艺存在的流程长、能耗高、低浓度SO₂烟气污染等问题,提出了一种基于选冶联合过程的锑提取新工艺——硫化锑精矿还原固硫焙烧直产金属锑.分别以ZnO和碳粉作为固硫剂和还原剂实现对硫化锑矿的固硫还原转化,直接产出金属锑,同时生成硫化锌,再分别分离得到金属锑粉和硫化锌精矿.本文采用控制变量法,分别考察了焙烧温度、碳粉粒度、ZnO配入量、焙烧时间对锑生成率和ZnO固硫率的影响.得到最佳条件如下:焙烧温度800℃、碳粉粒度100~150目、ZnO量为固硫所需理论量、焙烧时间2 h,在此条件下,锑生成率为90.4%,ZnO固硫率为94.8%,其中温度和ZnO加入量对焙烧效果有较大影响;同时对反应产物的分析和过程热力学计算表明焙烧过程分两步进行,即首先发生Sb₂S₃与ZnO的交互固硫反应生成Sb₂O₃,其后在高于700℃温度下Sb₂O₃被大量还原成金属锑.在不同品位的锑精矿综合实验中,均获得了90%左右的锑生成率和88%的固硫率,验证了工艺的可行性.新工艺低温低碳、清洁环保,易于开展工业化生产.      

Sb2S3-HgS-O体系热力学分析及锑汞分离工艺研究

锑汞共生矿所含锑汞矿物无法用选矿方式获得独立汞精矿或锑精矿等单一精矿,但在混合浮选情况下,锑和汞的硫化矿物能以高回收率进入含锑汞物料中。本文对挥发焙烧法处理含锑汞物料分离锑汞的热力学和选择性氧化挥发焙烧工艺条件进行了研究,结果表明：升温有利于反应进行,主要产物为Sb₂O₃和Hg⁰,焙烧温度要小于1 323 K;含锑汞物料中各种物质的饱和蒸汽压存在差异,挥发先后顺序为Hg→HgS→Sb₂O₃→Sb₂S₃→Sb; Sb₂S₃氧化先后顺序为Sb₂S₃→Sb→Sb₂O₃→Sb₂O₄→Sb₂O₅,高温、高氧势、低硫势有利于锑的氧化;选择性氧化挥发焙烧最佳工艺条件为：焙烧温度1 273 K,焙烧时间30 min,料层厚度9 cm,...     

脆硫锑铅矿的低温熔盐冶炼工艺及机制研究

研究了以ZnO为固硫剂，碳粉为还原剂，Na₂CO₃、NaCl混合物熔盐为熔炼介质，对脆硫锑铅矿进行固硫还原反应制备锑铅合金，并探讨了冶炼机制。结果表明：在900～1 000℃下，固硫还原反应可以进行；熔渣中有ZnS生成，起到了固硫作用；在熔炼温度900℃、熔炼时间90 min、ZnO用量为矿石质量1.05倍、碳粉用量为矿石质量0.3倍、熔盐为反应物总质量3倍、熔盐组成为Na₂CO₃和NaCl质量比6∶4条件下，锑铅合金直收率达79%,其中锑质量分数为42%,铅质量分数为46%;该法可将矿石中的S元素以ZnS形式固定，避免了含硫废气的排放，且作为熔盐的Na₂CO₃和NaCl可再次回收，有利于实现环境友好和资源回收利用。     

含金高品位硫精矿沸腾焙烧工业试验研究

以某含金高品位硫精矿为试验原料,在理化性能分析基础上,利用10万t/a焙烧制酸装置对其进行沸腾焙烧工业试验,同时使用HSC6.0软件对焙烧反应热力学和平衡组分进行模拟计算,考察了焙烧强度对混合渣产率、焙烧质量、元素分布特性和各排渣口回收渣占比的影响,并对焙烧反应机理进行了探究。结果表明：硫精矿粒度较细,-0.074 mm占比达95.58%,沸腾焙烧过程中没有溢流渣产出。焙烧强度对混合渣产率影响较小,随着焙烧强度的增加,混合渣中锅炉渣、旋风渣占比先升高后降低,电收尘渣占比先降低后升高。锅炉渣中Au、Fe品位较高,其余杂质元素品位较低,可通过增加锅炉渣占比降低混合渣中杂质元素品位。在5.9 t/（m²·d）的适宜焙烧强度下,硫精矿S脱除率和混合渣Fe品位分别为98.71%和64.78%,锅炉渣和电收尘渣在混合渣中占比分别为57.92%和3.96%。当温度升高到650℃时,硫酸渣中Fe₂O₃可能会发生分解反应生成Fe₃O₄。     

硫磺还原高铁赤泥提铁

为提高高铁赤泥的综合利用率,响应国家“碳达峰”与“碳中和”的号召,提出了利用硫磺还原高铁赤泥、固相还原—磁选提铁的新方法,研究了不同的焙烧温度、配料比、焙烧时间对硫磺还原赤泥中Fe₂O₃效果的影响.利用XRD分析了焙烧产物的物相组成,采用湿法磁选机磁选分离出精矿和尾矿,并计算出精矿中铁的回收率.结果表明：在硫磺与高铁赤泥的配料比(即S与赤泥中Fe₂O₃的摩尔比)为1∶6、焙烧温度为800℃、焙烧时间为0.5 h的条件下,还原效果最佳,铁回收率高达90%.     

脆硫锑铅矿熔盐冶炼过程Fe反应行为研究

本文研究脆硫锑铅矿低温熔盐冶炼过程中Fe的反应行为。通过模拟脆硫锑铅矿在Na₂CO₃-NaCl熔盐体系熔炼过程中的Fe反应过程,采用XRD分析FeS、FeS₂与ZnO、碳粉在同一体系熔炼过程中Fe的反应行为,并通过SEM-EDS表征脆硫锑铅矿熔炼得到的铅锑合金表面及断面的Fe元素分布。结果表明：在973 K条件下FeS与ZnO发生置换反应形成FeO,FeS₂与Na₂CO₃反应形成FeS与Na₂S;在1 073 K条件下FeS和FeS₂与ZnO、碳粉发生还原反应形成单质Fe、Fe₃O₄与ZnS;在1 173 K条件下FeS和FeS₂与ZnO、碳粉反应产物主要有ZnS、Fe、Fe₂O₃与Fe₃O₄。随温度升高或反应时间延长,FeS和FeS₂中F...     

碱式氧化焙烧-水浸-还原法从电镀污泥中制备三氧化二铬

电镀污泥中铬主要以氧化物或氢氧化物形式存在,氧气气氛中以Na₂CO₃为添加剂对电镀污泥进行焙烧,并对焙烧渣进行水浸处置,最后加入Na₂S还原,可实现铬资源的高效回收。结果显示：O₂流量40 mL/min条件下,焙烧过程中控制Na₂CO₃添加量100%、焙烧温度700℃和焙烧时间90 min,焙烧渣水浸工艺中铬浸出率可达97.8%,一定范围内,增加Na₂CO₃添加量、提高焙烧温度和延长焙烧时间,可促进Cr由尖晶石相(FeCr₂O₄和AlCr₂O₄)转变为Na₂CrO₄,使铬浸出率提高;Na₂CrO₄浸出液Na₂S还原工艺中,在60℃条件下,控制还原反应物料比n(CrO₄^2-)/...     

熔融制样-X射线荧光光谱法测定锑矿石中主次成分

锑的准确含量是锑矿石贸易结汇的重要依据,准确测量锑矿中锑及其他元素的含量,对于矿产综合评价和综合利用十分重要。采用四硼酸锂和偏硼酸锂混合熔剂(m∶m=67∶33)在1 050 ℃熔融制样,以0.20 mL 60 mg/mL LiBr溶液为脱模剂,实现了波长色散X射线荧光光谱法对锑矿石中Sb₂O₃、Al₂O₃、SiO₂、CaO、TiO₂、MnO、MgO、Fe₂O₃、Cu、Zn、Na₂O、K₂O等12个组分的同时测定。采用低温硝酸锂预氧化处理样品,解决了硫含量较高的硫化锑矿样品对铂-金合金坩埚的腐蚀问题。以8个锑矿石有证参考物质及以有证参考物质为基体合成的校准样品绘制校准曲线,可满足各组分的定量检测要求。此外,实验采用理论α系数法校正了基体效应。精密度考察发现,锑矿石样品各组分测定结果的相对标准偏差(RSD,n=12)在0.1%～9.7%之间。对有证参考物质及合成样品进行准确度验证,分析结果与认定值或参考值一致。     

含铁氰渣磁化焙烧回收铁精矿

以铁含量为35%的氰渣为研究对象,研究了焙烧温度、焙烧时间及碳氧比对煤基磁化焙烧过程的影响,并采用化学分析、XRD、SEM、热重分析等分析手段对含铁氧化物的转变过程进行表征。随着焙烧温度的提高,铁氧化物的物相转变过程为Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO。随着磁化焙烧焙烧时间的延长,尾渣中的Fe₂O₃首先被C还原为Fe₃O₄,还原得到的Fe₃O₄可被空气中的O₂重新氧化为Fe₂O₃。碳氧比较低时,磁化率接近2.33;当碳氧比超过3时,过量的煤与尾渣混合,Fe₂O₃还原反应不完全;在焙烧温度645℃、焙烧时间45 min、碳氧比3的优化焙烧条件下,得到焙烧矿的磁化率为2.34。     

提高玻利维亚某金锑矿精矿品位的选矿试验研究

为提高玻利维亚某金锑矿精矿品位,进行了重选、优先浮选、混合浮选等多方案的试验研究,采用丁铵黑药作捕收剂的锑金混合浮选流程,获得了金品位30.5 g/t、锑品位34.2%的锑金精矿,金回收率53.77%,锑回收率70.61%。     

再生铅低温碱性固硫熔炼的实验研究

针对我国传统再生铅生产工艺所存在的熔炼温度高、能耗大、铅和低浓度SO₂烟气污染严重等弊端,在对NaOH-C-PbSO₄-ZnO低温碱性炼铅体系进行理论分析的基础上,提出了一种再生铅的低温碱性固硫熔炼新工艺.以废铅酸蓄电池胶泥(以下简称胶泥)为实验原料,采用单因素实验法分别考察NaOH用量、熔炼温度、焦粉用量及固硫剂ZnO用量对金属铅直收率和ZnO固硫率的影响.获得优化实验条件如下:m(NaOH)/m(胶泥)=60%,熔炼温度为860℃,m(焦粉)/m(胶泥)=10%,m(ZnO)=m(理论量).在此优化条件下进行综合扩大实验,铅的直收率为99.09%,获得粗铅品位为98.86%,ZnO固硫率为93.37%.X射线衍射图谱分析可知,反应后原料中硫主要以ZnS的形式固定在渣中,NaOH绝大部分转变为Na2CO3,生产过程中无SO₂气体排放.      

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

铬铁矿球团焙烧固结特性

本文系统研究铬铁矿球团的焙烧固结特性.结果表明:预热时间对于预热球强度影响不大,在预热时间为10 min时,随着预热温度的提高,预热球强度和氧化率呈直线型增加,适宜温度为1050℃,此时预热球强度可达每个400 N以上;与传统铁矿球团相比,铬铁矿球团焙烧所需的温度高,焙烧时间为10 min时,焙烧温度从1250℃提高到1350℃,球团强度从每个1078 N提高到1973 N.在铬铁矿球团预热和焙烧过程中,铬尖晶石(Fe,Mg)(Cr,Fe,Al)₂O₄氧化生成富镁的(Fe,Mg)(Cr,Fe,Al)₂O₄和铬铁铝复合氧化物(Cr,Fe,Al)₂O₃,当温度高于1000℃时,(Cr,Fe,Al)₂O₃新相生成,其主要以环状分布在颗粒外层,颗粒内部为针状与(Fe,Mg)(Cr,Fe,Al)₂O₄形成交织结构,降低Cr/Fe比或升高焙烧温度均有助于(Cr,Fe,Al)₂O₃向颗粒外层富集和再结晶长大,有利于球团的固结,提高球团强度.      

Separation of Antimony from a Stibnite Concentrate Through a Low-Temperature Smelting Process to Eliminate SO<Subscript>2</Subscript> Emission

The main purpose of this study is to characterize and separate antimony from a stibnite concentrate through a low-temperature sulfur-fixing smelting process. This article reports on a study conducted on the optimization of process parameters, such as flux and zinc oxide weight percentage, in charging, smelting temperature, smelting duration on the antimony yield, resultant crude antimony grade, and sulfur-fixing rate. A maximum antimony recovery of 97.07 pct, crude antimony grade of 96.45 pct, and 98.61 pct sulfur-fixing rate are obtained when a charge (containing 63.20 wt pct of flux and 21.30 wt pct of stibnite, a flux composition of W_\textNaOH /W_{\textNa 2 \textCO3} W_{\text{NaOH}} /W_{{{\text{Na}}_{ 2} {\text{CO}}_{3} }} = 10/147, where W represents weight, and more than 10 pct of the stoichiometric requirement of zinc oxide dosage) is smelted at 1153 K (880 °C) for 120 minutes. This smelting operation is free from atmospheric pollution because zinc oxide is used as the sulfur-fixing agent. The solid residue is subjected to mineral dressing operation to obtain suspension, which is filtered ultimately to produce a cake, representing the solid particles of zinc sulfide. Based on the results of the chemical content analysis of as-resultant zinc sulfide, more than 90 pct zinc sulfide can be recovered, and the recovered zinc sulfide grade can reach 66.70 pct. This material can be sold as zinc sulfide concentrate or roasted to regenerate into zinc oxide.     

锑试金-电感耦合等离子体质谱法测定钒钛磁铁矿原矿中铂族元素

考虑到镍锍试金时Os会有损失,铅试金时Ru、Os会有损失,因此采用Sb₂O₃作试金捕集剂,锑扣经灰吹后用50%王水(V/V)溶解合粒,通过加入50mg/L酒石酸抑制锑的水解,建立了锑试金-电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)测定钒钛磁铁矿原矿中铂族元素的分析方法。通过样品还原力测试,确定试金配料组分为8g Na₂CO₃、6g K₂CO₃、6g Sb₂O₃、6g Na₂B₄O₇·10H₂O、4g玻璃粉、0.8g面粉。考察了酒石酸含量和雾化气流速对铂族元素信号强度的影响,最终确定测定介质为5%王水-50mg/L酒石酸,雾化气流速为0.7L/min。讨论了测定同位素的选择及干扰消除,最终确定测定同位素为¹⁰²Ru、¹⁰³Rh、¹⁰⁶Pd、¹⁹²Os、¹⁹³Ir、¹⁹⁵Pt;控制灰吹末期锑珠直径在1.5mm左右,采用内标¹¹⁵In校正¹⁰²Ru、¹⁰³Rh、¹⁰⁶Pd,内标¹⁸⁵Re校正¹⁹²Os、¹⁹³Ir、¹⁹⁵Pt,可以有效克服基体效应和信号漂移。方法中各元素校准曲线的相关系数均在0.999以上,方法检出限在0.037~0.18ng/g之间。按照实验方法测定钒钛磁铁原矿样品中铂族元素,结果的相对标准偏差(RSD,n=6)为4.5%~12%,加标回收率在93%~105%之间。     

含锌除尘灰锌铁分离研究

摘要：含锌除尘灰是钢铁厂重要的固体废弃物,属于危废,为了探索妥善解决该种危废的方法,模拟回转窑工艺对国内某钢厂含锌除尘灰进行焙烧 磁选锌铁分离研究,研究不同焙烧温度、时间以及不同内配C含量对焙烧矿金属化率、脱锌率以及对磁选后精矿铁品位、Fe回收率的影响。结果表明,在C质量分数为12%、焙烧温度1100℃、焙烧时间60min的条件下,得到铁品位53.45%、金属化率91.95%、脱锌率99.05%的焙烧物料,挥发物中ZnO质量分数高达95.04%。焙烧物料经过磨矿磁选后可得到铁品位91.30%,Fe回收率82.37%的金属铁粉。     

铜渣在CO2-CO混合气体中焙烧实验研究

铜渣是极有价值的冶金二次资源,铜渣的主要矿物成分是铁橄榄石、磁铁矿、铜锍及一些脉石组成的无定形玻璃体.本实验基于热力学分析,用CO₂和CO混合气体来控制体系内的氧势来焙烧铜渣样品.在600℃~9000℃时,焙烧产物为单质铁,此时是混合气体起还原作用.在1000℃,焙烧渣中重新出现了FeO,说明CO₂-CO混合气体体系中产生的氧起了作用.在1100℃时,焙烧4h,焙烧渣中产生了Fe₃O₄,此时焙烧铜渣磁选后全铁含量94.35%,铁的回收率达到了90.8%.在600℃~1100℃,适当条件下焙烧时,铁橄榄石的物相变化为:2FeO·SiO₂→FeO+SiO₂→Fe→FeO→Fe₃O₄, 铁的回收率是随着温度的升高而升高的.在适当范围内, 延长焙烧时间、增大分压比都有利于Fe₃O₄的生成.      

硫化铅精矿搭配硫尾矿渣富氧顶吹炼铅渣型理论分析

基于富氧顶吹直接炼铅技术,提出硫化铅精矿搭配硫尾矿渣炼铅工艺,以实现硫尾矿渣的综合利用。熔炼过程渣型决定了炉渣的性质,进而影响熔炼过程能否顺利进行。根据熔炼过程渣相组成特点,以PbO-FeO-Fe₂O₃-SiO₂-CaO-ZnO渣系为研究对象,采用FactSage热力学软件计算并绘制该渣系相图。研究温度、w(Fe)/w(SiO₂)、w(CaO)/w(SiO₂)及ZnO质量分数等因素对炉渣熔化温度及液相生成区的影响。理论研究表明,w(CaO)/w(SiO₂)的变化对炉渣熔化温度的影响与w(Fe)/w(SiO₂)不同,且w(CaO)/w(SiO₂)影响更为显著。炉渣中ZnO质量分数在6%~14%范围内增大时,炉渣的熔化温度变化较小;但当ZnO质量分数进一步增大时,炉渣的液相区逐步减小。在保证熔炼过程顺利进行的前提下,渣中ZnO的质量分数可控制在8%~10%范围内,有利于增大炉渣的液相区面积。验证试验表明,在熔炼温度为1 150 ℃、w(CaO)/w(SiO₂)= 0.3、w(Fe)/w(SiO₂) =0.8条件下,采用富氧顶吹熔炼处理硫化铅精矿搭配硫尾矿渣可顺利进行,熔炼过程金属直收率为8%,渣中铅质量分数可达49.12%,烟尘率为13.18%。