真空蒸馏制备高纯金属的研究进展

随着科学技术的发展,高新技术产业对金属的纯度要求越来越高。然而,痕量杂质的存在会对金属的性能产生不良影响。真空蒸馏工艺因其金属回收率高、环保性能好、设备简单等优点,被广泛应用于制备高纯金属。本文作者围绕真空蒸馏的原理和工艺,系统地总结了高纯金属制备的总体进展。介绍了真空蒸馏的原理、真空蒸馏炉的改进设计、参数优化和仿真模拟。根据该技术制备高纯金属的现状,指出在科学研究中机理研究和仿真模拟是必不可少的。本研究对提高生产效率、节约生产成本及提高金属纯度具有一定的借鉴意义。

采用钛阴极从碱液中旋流电积回收镓

为了抑制浓差极化并提高电流效率,提出一种旋流电解法回收镓的工艺。通过电化学研究确定GaO_(2)^(-)在120 g/L NaOH溶液中的扩散系数为1.65×10^(-7)cm^(2)/s。考察各种参数对镓电积的影响,确定电积的最佳条件为:钛阴极、电流密度750 A/m^(2)、镓浓度39.9 g/L、NaOH浓度120 g/L、循环流量200L/h。在这些条件下,电积的电流效率和镓回收率分别为47.9%和90.2%。析出的镓较易从阴极上分离,经过洗涤后的镓最终纯度为99.993%。镓旋流电积能耗约为9048 kW·h/t。该研究表明旋流电积是一种具有高电流效率和低能耗的有前途的镓生产工艺。

两段旋流电积法提纯粗铟

采用两段旋流电积工艺对粗铟进行提纯。根据线性扫描伏安法(LSV)研究结果及对扩散系数(D=6.15×10^(-11)cm^(2)·s^(-1))的评估可知,硫酸铟溶液中铟电沉积是受扩散控制的不可逆过程,可通过加强电解质流动强化液相传质。在第一段旋流电积提纯粗铟的最佳工艺条件下,电流效率达80.15%,单位能耗为2.11 kW·h/kg,平均槽电压为2.04 V,粗铟纯度由94.34%提升至99.95%。在第二段旋流电积提纯粗铟的最佳工艺条件下,电流效率为75.23%,单位能耗为2.23 kW·h/kg,平均槽电压为2.40 V,产品纯度为98.95%。经过二段旋流电积后,铟综合回收率高达98.22%。

低温碱浸高钛渣脱硅去除钛合金中的Ti_(5)Si_(3)相

利用低温碱溶液及熔体浸出对两种不同的高钛渣进行脱硅,研究温度、时间及氢氧化钠溶液浓度对脱硅率的影响。熔体除硅可导致高钛渣中的钛损失。用4 mol/L的氢氧化钠溶液浸出高钛渣,在温度为80℃、搅拌速率为600 r/min及保温时间为300 min的条件下,国内高钛渣中硅含量由0.96%(质量分数)降低至0.29%(质量分数),脱硅率为69.8%。在相同条件下,进口的高钛渣中硅含量由1.11%(质量分数)降低至0.12%(质量分数),脱硅率为89.2%。对采用镁还原高钛渣得到的合金粉末进行烧结,制备钛合金,并对合金进行表征。结果表明,钛合金中的Ti_(5)Si_(3)相已成功去除,此外,对两种高钛渣原料进行对比分析,并利用热力学软件对脱硅原理进行分析。

氯化焙烧铜熔炼渣的过程机理及动力学

提出一种以CaCl_(2)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,CaCl_(2)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。

Variational quantum simulation of thermal statistical states on a superconducting quantum processer

Quantum computers promise to solve finite-temperature properties of quantum many-body systems,which is generally challenging for classical computers due to high computational complexities.Here,we report experimental preparations of Gibbs states and excited states of Heisenberg X X and X X Z models by using a 5-qubit programmable superconducting processor.In the experiments,we apply a hybrid quantum–classical algorithm to generate finite temperature states with classical probability models and variational quantum circuits.We reveal that the Hamiltonians can be fully diagonalized with optimized quantum circuits,which enable us to prepare excited states at arbitrary energy density.We demonstrate that the approach has a self-verifying feature and can estimate fundamental thermal observables with a small statistical error.Based on numerical results,we further show that the time complexity of our approach scales polynomially in the number of qubits,revealing its potential in solving large-scale problems.

氧气底吹炼铜机理（英文）

氧气底吹炉是一种类似诺兰达炉的卧式旋转反应器,但富氧空气从炉体底部喷入熔体。通过分析底吹熔炼特性,提出了氧气底吹炼铜机理。在机理模型中,底吹炉内由上到下分成7个功能层,分别是烟气层、矿料分解过渡层、渣层、造渣过渡层、造锍过渡层、弱氧化层和强氧化层;沿轴线方向分成3个功能区,分别是反应区、分离过渡区、液相澄清区。模型中所有的层和区分别具有不同的作用。氧气底吹熔炼过程处于非稳态的近似多相平衡状态,且炉内不同空间位点的氧势、硫势呈梯度变化;通过合理控制不同层、区的氧势、硫势,可进一步提高氧气底吹炉的熔炼能力。

高钛渣还原的氢化钛合金粉一步烧结制备高强钛合金

提出一种直接利用高钛渣制备高强钛合金的方法。先用镁粉还原高钛渣制备氧含量为1.3%(质量分数)的合金粉末,再将合金粉末在600 MPa压力下压制成小圆柱体,最后在氩气下烧结成钛合金产品。对还原粉末进行表征,研究烧结温度对烧结合金的烧后密度、抗压强度、显微组织和硬度的影响。结果表明,随着烧结温度由900℃升高至1200℃,钛合金的密度增加,孔隙率降低,实现较好的烧结致密化(1100℃为98.65%,1200℃为99.41%),在1100℃时硬度达到HV 655.7,压缩强度为1563 MPa。

含锑难处理金矿工艺矿物学特征及臭氧氧化预处理浸锑（英文）

针对复杂难处理金矿的矿物学特征和盐酸体系臭氧氧化预处理提锑开展研究。工艺矿物学研究表明,矿物中主要存在辉锑矿、毒砂、黄铁矿和脉石,67.42%的金被包裹在硫化物之中。开展盐酸体系中臭氧氧化提锑的研究,考察反应温度、液固比、盐酸浓度和搅拌速度等因素对提锑过程的影响,在优化实验条件下,锑的浸出率可达93.75%。经过臭氧氧化预处理过程,矿物中的锑得到有效回收,同时包裹在辉锑矿和部分黄铁矿中的金得到释放和暴露。

含锑复杂硫化矿在盐酸体系中臭氧氧化浸出动力学（英文）

开展了复杂硫化矿在盐酸体系中锑和铁的臭氧氧化浸出动力学研究。分别考察温度、HCl浓度、搅拌速度和粒度对反应过程的影响。结果表明:粒度<0.074 mm的矿物原料在85°C、4.0 mol/L盐酸浓度以及900 r/min搅拌速度的实验条件下反应50 min,可以提取86.1%锑和28.8%铁。XRD分析表明,浸出过程并无固体产物生成,可以认为该反应过程符合收缩核模型。锑的浸出过程在低温(15～45°C)时为扩散控制,在高温(45～85°C)时为混合控制,反应过程活化能分别为6.91和17.93 kJ/mol;铁的浸出过程为扩散过程控制,活化能为1.99 kJ/mol;最后根据实验结果得出3组动力学方程。

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Sb2O3、As2O3和Pb5(As O4)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。

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。

Relationship between copper content of slag and matte in the SKS copper smelting process

In the newly developed oxygen-enriched bottom-blowing copper smelting process(also known as the SKS copper smelting process), Cu loss in slag is one of the most concerning issues. This paper presents our research results concerning the relationship between the Cu content of the matte and slag in the SKS process; the results are based on actual industrial production in the Dongying Fangyuan copper smelter. The results show that the matte grade strongly influences Cu losses in slag. The dissolved and entrained losses account for 10%–20% and 80%–90% of the total SKS industrial Cu losses in slag, respectively. With increasing matte grade, the dissolved and entrained Cu losses in the SKS slag both increase continuously. When the matte grade is greater than 68%, the content of Cu in the smelting slag increases much more dramatically. To obtain a high direct recovery of copper, the matte grade should be less than 75% in industrial SKS copper production.

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砷进入系统。其中,1.07 kg砷进入浮选尾矿,8.50 kg砷进入除砷废渣,0.05 kg砷进入生产废水。此外,分析生产过程中砷在熔炼、吹炼和精炼单元中的分配和转化行为,并在物质流分析基础上,提出提高铜资源效率及控制污染的建议。

Ca-Al-Cl型层状双金属氢氧化物用于强碱性溶液中六价硒的去除（英文）

为提取铜阳极泥强碱性浸出液中的六价硒,通过三种共沉淀方法得到分子式为Ca2Al(OH)6Cl·2H2O的Ca-Al-Cl层状双氢氧化物(Ca-Al-Cl-LDHs)。综合FESEM、XRD、FTIR、BET和XPS分析发现,所得Ca-Al-Cl层状双氢氧化物具有片状形态、六方晶体结构以及典型矿物相和官能团。其中,正向进料方式得到的样品具有最佳的硒吸附能力。因素实验表明:低温、低氢氧化钠浓度和高吸附剂用量有利于六价硒的吸附。通过对吸附所得数据进行热力学及动力学拟合,发现吸附过程符合Langmuir吸附模型及准二级动力学模型。在50℃时,Ca-Al-Cl-LDHs对六价硒的最大吸附量达到188.6 mg/g。

从氯化焙烧铜熔炼渣中回收锌和铅的热力学分析及工艺优化

提出一种高效回收铜熔炼渣中Zn、Pb金属的氯化焙烧工艺。建立可揭示氯化焙烧过程中有效回收Zn、Pb的热力学模型。通过减小气相产物分压,可以促进氯化焙烧反应。选取CaCl_(2)用量、焙烧温度和时间作为工艺变量,Zn和Pb的回收率作为响应,采用Box−Behnken设计评估各工艺变量间的相互作用关系,优化氯化焙烧工业。最佳工艺条件为CaCl_(2)用量30%(质量分数)、焙烧温度1172℃和焙烧时间100 min,在此条件下,锌和铅的回收率分别为87.85%和99.26%,该结果与实验结果相吻合。焙烧渣中存在ZnFe_(2)O_(4)、Zn_(2)SiO_(4)和PbS含Zn、Pb相。

Application of response surface methodology in optimizaing thesulfation-roasting-leaching process of nickel laterite

Nickel was recovered from nickel laterite using a sulfation-roasting-leaching process and the effects of operation parameters in- cluding acid addition, roasting temperature, and roasting time on nickel extraction and iron dissolution were investigated using response sur- face methodology （RSM）. Two second-order polynomial models of high significance were presented to show the relationship between the responses and the variables. The analysis of variance （ANOVA） showed high coefficients of determination （R2） of 0.894 and 0.980 for the two models, respectively. Optimum areas of 〉-80% Ni extraction and 〈5% Fe dissolution were obtained by the overlaid contours. Verification experiments in the optimum areas were conducted and the results indicate a close agreement with the predicted values obtained from the models.

氧化物直接还原制备低氧Ti-48Al-2Cr-2Nb合金粉末

以TiO_(2)、Al_(2)O_(3)、Nb_(2)O_(5)和Cr_(2)O_(3)粉末混合物为原料,通过镁还原和钙脱氧,成功制备出氧含量低至0.0572%、粒径<150μm的高纯度Ti-48Al-2Nb-2Cr合金粉末。详细分析了每一步产物的物相组成及元素分布。结果表明,最终粉末产品的物相为γ-Ti Al和少量α_(2)-Ti_(3)Al相,Ti、Al、Cr、Nb的原子比为49.73:43.51:2.05:1.98,Ti、Al、Cr、Nb均匀分布于粉末产品中。借助HSC化学热力学软件及Pandat软件下的Ti合金数据库,模拟研究了还原和脱氧机理。

利用镁铅熔体的协同选择性从铜钴合金中提取铜

使用镁铅二元熔体高效、选择性地从铜钴合金中提取铜。确定提取铜的最佳反应条件。结果表明,在反应温度为800℃、反应时间为1 h的最佳条件下,铜的提取率高达96.5%,而铁、钴和硅的提取率分别仅为0.2%、0.6%和1.4%。铜的溶解机理主要是镁/铅与铜在铜钴合金溶解区域的对向扩散,且镁铅二元熔体中镁在铜的选择性溶解中起主要作用(特别是在溶解前沿位置)。界面反应为提取过程的速度控制步骤。

黑钨精矿碱浸渣理化与环境特性及有价金属回收工艺

采用XRD、SEM−EDS、化学物相分析、MLA和TG−DSC等方法研究黑钨精矿碱性浸出渣的理化特性和矿物学特性,并采用批次浸出实验、毒性浸出程序(TCLP)实验、国家标准毒性浸出测试(CSLT)分析浸出渣毒性元素的环境释放特性。结果表明,浸出渣中W、Fe、Mn、Sn、Nb等有价金属含量高,具有很高的资源价值,同时也含有高含量毒性元素As。有价金属矿物主要以单体形式存在,但由于矿物性质,难以通过常规酸浸工艺提取有价金属。浸出渣中As向环境的释放量随时间增长而增加。TCLP结果表明,所有毒性元素浸出浓度均未超标;而CSLT结果表明,As浸出浓度超过国家标准限值4倍以上。因此,该浸出渣被列为危险固体废物。提出一种从浸出渣中回收有价金属的工艺。实验结果表明,采用该工艺可有效回收浸出渣中的有价金属。