废提款机线路板铜粉脱除杂质金属

废提款机线路板铜粉通常采用火法炼铜系统提取有价金属,本文提出两段浸出方法分离废提款机线路板铜粉中的杂质金属,以消除对火法炼铜系统的危害,并为火法炼铜提供了优质的原料。首先,采用盐酸处理废提款机线路板铜粉,脱除其中的铝,脱铝渣再分别采用盐酸控电位氧化浸出,或碱性加压氧化浸出分离回收铅和锡。结果表明:盐酸浸出过程中96.11%的铝被选择性脱除;脱铝渣采用盐酸控电位氧化浸出,铅和锡的浸出率分别为91.12%和94.69%;碱性加压氧化浸出处理脱铝渣,铅和锡的浸出率分别为86.28%和96.96%;在废提款机线路板破碎过程中,由于机械撞击力使杂质金属与铜相互包裹,难以充分溶解,导致铅和锡脱除不完全。

铅富氧侧吹氧化熔池熔炼相平衡计算模型

基于多相平衡原理,采用化学平衡常数法,建立铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程多相平衡模型和仿真系统。在原料组成、氧料比、冷却水量与进出水温差、富氧浓度等典型生产工况条件下,模拟计算平衡产物组成和关键技术指标。计算结果表明:与生产实测值相比,除富铅渣中微量元素外,一次粗铅、富铅渣和烟尘中Pb、Zn、S、Cu、As、Sb、Bi、Cd、Au、Ag质量分数计算值的相对误差均低于10%;渣中铁硅比(RCaO/SiO2)和钙硅比(RCaO/SiO2)、烟尘率、一次铅收率、富铅渣温度等关键技术指标的误差均小于8%。因此,所构建模型和计算系统能较好地反映铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程实际生产情况,具有精准预测该熔炼过程和优化工艺参数的潜力,可有效指导铅富氧侧吹氧化熔池熔炼的生产实践。

铅富氧侧吹氧化熔炼多元多相平衡分析

利用已开发的铅富氧侧吹氧化熔池熔炼多相平衡热力学数学模型,计算某典型铅侧吹氧化熔炼生产工况,验证模型热力学分析的可行性,进而考察氧料比(ROC)、石英熔剂率(RSiO2)、石灰熔剂率(RCaO)、返尘加入率(RB,dust)、熔炼渣温度(TSlag)等工艺参数对产物产率及其组成的影响。结果表明:提高ROC、RSiO2、RCaO、RB,dust或TSlag,在提升一次粗铅品位和产品质量的同时,必然会导致渣含铅升高、一次粗铅收率降低,部分杂质元素入渣脱除率降低;当这些工艺参数控制过高时,一次粗铅品位反而会降低;综合考虑产物产率、一次粗铅品位、富铅渣流动性、烟灰利用率和物料挥发性,ROC、RSiO2、RCaO、RB,dust和TSlag建议分别控制在112 Nm3/t、4%、3%、21%和1323 K左右。

1,7-二氮杂15冠5醚对镧(Ⅲ)的配位识别机理研究

研究了硫酸体系中氮杂冠醚萃取分离La^(3+)的过程,考察了氮杂冠醚浓度、平衡阴离子浓度对La^(3+)分配比的影响,并结合DFT计算和红外光谱表征探索了氮杂冠醚对硫酸体系中La^(3+)的配位结合机理。结果表明,La^(3+)与1,7-二氮杂15冠5醚形成8配位、La∶2N-15C5∶H_(2)O=1∶1∶3构型的配合物,配位反应的实质在于冠醚环上N原、O原子和水分子中的O原子与La^(3+)之间的离子偶极相互作用;在硫酸体系下,氮杂冠醚萃取La^(3+)所生成的萃合物结构式为La(2N-15C5)(H_(2)O)_(3)(SO_(4))_(0.5)^(2+),对应的萃取平衡常数K=2.88×10^(5)。

硫酸铈滴定法测定高铋铅中锑

准确测定高铋铅中杂质元素含量对电解精炼生产技术条件控制具有重要意义。实验对高铋铅中锑含量的测定进行了探讨。采用硝酸-酒石酸混酸溶解样品,用硫酸碳化酒石酸,硝酸除碳,以硫酸联胺作还原剂将锑(Ⅴ)还原为锑(Ⅲ),然后在盐酸介质中,加磷酸掩蔽高价铁离子,加热试液至80~90℃,以甲基橙、亚甲基蓝为指示剂,以硫酸铈标准溶液进行滴定,建立了硫酸铈滴定法测定高铋铅中锑的方法。干扰试验结果表明,高铋铅中的共存元素(铅、铋、铜、银、锡、铁、砷、金)对锑的测定无影响。采用实验方法对高铋铅实际样品进行精密度和加标回收试验,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=9)为1.0%~1.2%,加标回收率为99%~102%。样品经酒石酸-硝酸混酸处理后,分别使用硫酸铈滴定法和火焰原子吸收光谱法(FAAS)测定锑含量,两种方法的测定结果相吻合。将实验方法应用于高铋铅实际样品中锑的测定,并经过实验室间比对试验,结果满意。

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%。

基于地球化学的水热还原矿化稳定砷的技术思路

砷作为有色金属矿物的共伴生元素,在有色金属冶炼过程中以含砷“三废”形式大量产出。由于砷具有强致癌性及毒性,导致砷的安全处置问题严重困扰着有色金属冶炼企业。本文通过阐述含砷废水中砷的两种稳定化工艺的研究进展,对比了现有稳定化工艺的优缺点,结合药剂稳定化和矿物稳定化的优点,借鉴砷元素在地球化学中的成矿规律,提出了硫化沉砷?水热还原矿化稳定砷的技术思路。首先采用硫化法脱除含砷废水中的砷,砷的沉淀率高达99.65%,硫化沉淀物在TCLP毒性检测中砷的浓度达到212.9 mg/L。然后采用As-S系一元水热还原矿化法和As-Fe-S系二元水热还原矿化方法稳定砷,稳定化产物分别为雌黄和雌黄?铁硫系(黄铁矿、硫化亚铁)混合物,在TCLP毒性检测中砷的浸出浓度分别为3.86 mg/L和2.65 mg/L。水热还原矿化工艺实现了含砷废水中砷的脱除及稳定化的目的,为水溶液中砷的脱除和稳定化提供了新的思路。

Recovery of zinc from electric arc furnace dust by alkaline pressure leaching using iron as a reductant

To recover zinc from electric arc furnace(EAF)dust,a process of primary normal pressure leaching and secondary alkaline pressure leaching is proposed.First,under the alkaline pressure leaching system,the experiment of pure zinc ferrite being reduced by iron powder was carried out.Under the optimal reduction conditions(i.e.,temperature of 260℃,NaOH concentration of 6 mol/L,liquid-to-solid ratio of 50 mL/g,and a 5-fold excess of iron powder),89%of zinc was extracted.The iron in the reduced residue exists as a magnetite phase.Subsequently,the normal pressure leaching experiment was carried out with EAF dust as raw material,and 66%zinc was leached.The main phase of zinc in normal leaching residue was determined to be zinc ferrite.Then,the normal leaching residue was reduced by iron powder under the alkaline pressure leaching system,and 66.5%of zinc was extracted.After the two-stage leaching process,the leaching rate of zinc in EAF dust can achieve 88.7%.The alkaline pressure leaching solution can be returned as the normal pressure leaching solution,and the magnetite in the alkaline pressure leaching residue can be recovered by magnetic separation.

新型氮杂冠醚吸附剂对低浓度La^(3+)的富集性能研究

基于分子识别分离技术,将氮杂冠醚固化到硅胶树脂上制备成新型吸附剂,用于从硫酸体系中吸附分离La^(3+)。结果表明,氮杂冠醚吸附剂对硫酸体系中稀土La^(3+)表现出较强的吸附分离能力。最佳吸附条件为温度298 K、时间15 min,且液相中平衡阴离子浓度和溶液pH对吸附过程影响不大。吸附反应为吸热过程,以化学吸附为主,最大饱和吸附容量22^23 mg/g。吸附反应的机理在于冠醚环上N、O原子与La^(3+)之间的配位反应。