锑氧还原熔炼过程有价组元热力学行为研究

以锑氧粉为研究对象,采用热力学软件FactSage计算还原过程各金属氧化物反应趋势、Me-C-O系优势区图及物相平衡分配。结果表明,在一定温度范围内,控制CO分压与O_(2)分压,可促进Sb_(2)O_(3)向金属Sb转化,PbO向金属Pb转化。随着温度的升高,金属Sb和Pb的稳定存在区域逐渐增大。验证试验表明,在还原温度800℃,还原煤率20%条件下,锑氧还原过程可顺利进行,产出合金品位大于98%,合金收率90%以上。

还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源

本研究采用还原熔炼法回收低品位锡中矿中锡资源,并对氧化铜为添加剂时锡的回收行为进行了探究。结果表明一定条件下,提高熔炼温度、增加焦炭添加量、延长保温时间和增加氧化铜添加量可提高锡回收率;然而温度过高时,渣中铁氧化物被还原为金属铁,并与还原态金属锡发生合金化反应生成熔点较高的Fe-Sn合金,使其在渣金分离过程中易夹带在渣中造成锡损失;熔炼过程添加氧化铜时,其可通过还原反应生成金属铜,继而与金属锡发生合金化反应生成Cu-Sn合金,热力学上降低了产物Sn的活度,促进了锡的还原回收;在焦炭添加量7%、氧化铜添加量5.8%、熔炼温度1 250℃、保温时间150 min条件下,锡回收率可达到95.24%,锡主要分布在Cu-Sn合金(分布比例90.20%)和含锡烟尘(分布比例5.04%)中。本研究实现了低品位锡中矿中锡的高效回收。

铅银渣混配铅精矿直接还原熔炼成渣特性及动力学解析

利用铅火法熔炼资源化消纳铅银渣等含铅固废已成为大势所趋。然而,由于原料结构明显差异导致常规高铅渣直接还原控制理论并不适用于混配铅银渣的反应过程。为此,在原料赋存状态及热力学分析基础上,结合还原实验对资源化消纳铅银渣的直接还原过程成渣特性及反应动力学规律进行了研究。结果表明,还原初期及还原后期(>30 min)均受界面反应控制,还原20~30 min内受外扩散控制,可通过增大反应界面及降低黏度来强化还原反应效率。随还原过程进行,渣中含铅相不断减少,锌黄长石相和铁锌尖晶石不断增加,硅酸盐结构由简单SiO_(4)^(4-)变为Si_(2)O_(7)^(4-),还原渣熔化温度及黏度均有所增加;控制终渣FeO/SiO_(2)=1.6,CaO/SiO_(2)=0.6,ZnO≤20 wt.%,可满足还原熔炼生产要求。

铜熔炼渣的火法回收工艺与铅锌锑富集规律

铜精矿火法冶金后产生的熔炼渣经浮选回收铜后,尾渣含Pb、Zn和Sb,仍具有一定回收经济价值。浮选法对铜熔炼渣中Pb、Zn和Sb的回收率低,而火法熔炼通过高温和碳热还原可以有效分离这些元素。对直接还原熔炼、造锍还原熔炼和氧化-还原熔炼3种典型的火法回收工艺进行了对比中试试验。结果表明:火法回收工艺可达到理想的铜回收率,但不同工艺对Pb、Zn和Sb的回收效果不同;直接还原熔炼提高了Pb的回收率;造锍还原熔炼提高了Zn的回收率;熔炼法需消耗大量还原剂和能源,经济性需慎重考虑。火法熔炼适合作为铜回收的备用工艺进行研究。

碱式还原熔炼法高效回收黑铜泥中的铜

采用碱式还原熔炼法高效分离回收黑铜泥中的铜,并对其中铜、砷物相的迁移转化行为规律进行了探究。结果表明:碱式熔炼过程中碳酸钠不仅可以降低熔渣黏度,提高粗铜相和渣相的分离效率,并使黑铜泥中As2O3与As2O5碱化形成NaAsO2和Na3AsO4,减弱砷氧化物向单质砷的还原,继而减少粗铜的砷含量,增加碳酸钠添加量、提高熔炼温度、延长保温时间可提高黑铜泥中铜的回收率,并有利于降低粗铜的砷含量;焦炭过多时,黑铜泥中的CuSO4易过还原为CuS,夹带进入渣,造成铜损失,在焦炭添加量3.5%、熔炼温度1 400℃、碳酸钠添加量57%、保温时间150 min时,黑铜泥中铜的回收率可达94.15%,熔炼所得粗铜含铜96.51%,含砷2.86%。碱式还原熔炼法可实现黑铜泥中铜的高效分离回收。

钙硅比对氧化铜精矿还原熔炼的影响

以刚果(金)科卢韦齐矿区氧化铜精矿为原料,在1500℃下采用高钙渣型开展1 h焦炭还原熔炼实验。研究表明:从提高铜回收率的角度来看,钙硅化(CaO/SiO_(2))为0.55比较适宜,当CaO/SiO_(2)大于0.5时,铁的竞争性还原反应加剧,造成铜回收率与铜还原率差距加大。综合考虑,CaO/SiO_(2)配料比选择0.50~0.55。炉渣黏度受O/Si变化和AlO_(4)^(5-)补网作用的协同影响。

红土镍矿还原熔炼制备镍铁的试验研究

对低铁、高硅、高镁腐殖土型红土镍矿的脱水和碳还原过程进行DTA-TG分析,确定脱水和固体碳还原反应的温度区间。在煅烧-还原熔炼红土镍矿制备镍铁中,针对矿石自然渣型碱度低、黏度及密度大,不利于金属与渣分离及镍回收率提高等问题,采用控制CaO加入量的方法,调节CaO-FeO-MgO-SiO2系炉渣的黏度和密度;探讨还原剂焦粉及CaO用量、温度、时间对熔炼效果的影响。综合考虑镍铁品位和镍的回收率,确定最佳还原熔炼试验条件:焦粉、石灰与矿石质量比分别为9.0%和8.3%,温度为1 550℃,时间为40 min。在最佳试验条件下,产出的镍铁品位为22.0%,镍、钴回收率分别为92.5%和70.0%。

还原熔炼大洋多金属结核

从热力学方面分析了大洋多金属结核矿中各有价金属用碳还原的差异，据此采用选择性还原熔炼法处理大洋多金属结核，通过熔炼分离产出富锰渣和熔炼合金。富锰渣中锰收率达９５％，铜、钴、镍、铁在合金中的收率分别为：９８３１％，９８６１％，９８４２％和９６２２％。

含锰废旧聚合物锂离子电池还原熔炼回收有价金属试验研究

以含Mn较高的废旧聚合物锂离子电池为原料,基于Ca O-Al2O3-Si O2-Mg O渣型直接还原熔炼工艺分离回收其中的有价金属。试验结果表明,最佳工艺条件为：造渣剂中Ca O/Si O2比为0.75,Mg O含量5%,造渣剂用量为电池质量的2.0倍,焦粉用量为电池质量的0.1倍,熔炼温度1 450℃,熔炼时间15 min,此时Co、Ni、Cu回收率分别为96.03%、96.42%、93.40%。最合适的炉渣组成为Ca O/Si O2比为0.77~1.21,Al2O3含量9.55%~11.92%,Mg O含量4%左右。高的熔炼温度及炉渣碱度有助于Mn还原进入合金中,但本试验条件下Mn无法充分还原,仍主要进入炉渣中。

还原熔炼失效锂离子电池的研究

根据从失效锂离子电池中再生有价金属的现状,提出用还原熔炼的方法回收锂离子电池中的钴和铜,并从热力学原理分析其可行性,进行实验验证,证明了用碳作还原剂此工艺是可行的。电池中的铝也能作为还原剂来还原钴氧化物。用电弧炉还原熔炼后,钴回收率78.63%,铜回收率81.54%。

还原熔炼失效锂离子电池制备Co-Cu-Fe合金

为了从失效锂离子电池中高效回收有价金属,研究了用碳还原熔炼法回收失效锂离子电池的新方法.通过化学分析、X射线衍射、扫描电子显微镜和能谱分析等研究方法对熔炼锂离子电池得到的Co-Cu-Fe合金和熔渣进行了分析,实验结果表明,以碳为还原剂还原熔炼失效锂离子电池的方法是可行的,电池的主要有价金属能富集在Co-Cu-Fe合金中,电池中的铝箔可做为金属热还原剂还原钴氧化物.熔渣中仍有钴和铜以微小颗粒形式的机械夹杂,造成合金中有价金属的损失.减少熔渣中的金属夹杂损失、提高合金中钴和铜的回收率是今后研究中需要解决的关键问题.

富钴结壳的还原熔炼研究

采用还原熔炼方法处理DY10 5 -11富钴结壳得到富锰渣和熔炼合金 ,在还原剂焦粉配比为 9.5 % ,炉渣碱度 0 .2 9,熔分温度 13 60℃的优化条件下 ,Co、Ni等有价金属入合金率接近 10 0 % ,富集倍数达 5以上 ;Mn入渣率达 97.85 % ,渣含Mn3 2 .89% ,实现了Mn与Co、Ni等有价金属间的有效分离及富集 。

铅精矿与富铅渣交互反应的还原熔炼试验研究

在实验室高温电炉条件下,采用铅精矿和富铅渣之间的交互反应对熔池熔炼还原段进行了研究。分别考察了反应温度、反应时间、渣型选择、配料比等对炼铅各主要技术经济指标的影响。在最优条件下:终渣含铅2.61%,铅的回收率(以渣计)98.21%,脱硫率91.5%,烟气烟尘率33.63%,粗铅产率22.76%,渣产率43.61%。

复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣冷却结晶富集铌试验

针对白云鄂博铁铌稀土复杂多金属矿中铌矿相种类多、性质差异大、难以利用的难题,提出了复杂铌矿高温还原熔炼-炉渣控温冷却定向结晶富集铌新工艺,考察了碱度(CaO/SiO_(2)比值)、铁还原率、冷却速度对渣中富铌矿相粒度、形貌与组成的影响。结果表明,铌主要富集于铈铌钙钛矿相,碱度是影响结晶矿相组成的关键因素,而铁还原程度不影响结晶矿相组成。降低冷却速度可以有效提高富铌矿相粒度。

硫化锑精矿还原造锍熔炼一步炼锑

为了彻底解决我国火法炼锑厂普遍存在的低浓度二氧化硫烟气污染问题,提出了一种新的火法炼锑工艺———硫化锑矿还原造锍熔炼,并采用单因素实验法考察了熔炼温度、时间以及造锍剂和添加剂的加入量等因素对金属锑直收率的影响。确定的最佳工艺条件:先在1100℃下熔炼2h,再迅速升温至1200℃下保温50min;烧渣加入量为其理论量的1.2倍;添加剂总钠量为精矿量的10%,其中碳酸钠和芒硝加入量分别为精矿量的5%和24.2%。在最优条件下,锑的直收率和总收率分别为82.07%和97.79%,固硫率大于99%。

窑渣—还原熔炼铅冰铜新工艺研究

针对铜、铅冶炼厂产生的铅冰铜含铜低、含铅高的特点,提出了窑渣—还原熔炼铅冰铜的新工艺。铅冰铜经高温还原熔炼,产出粗铅、冰铜和炉渣。试验考察了窑渣配入量对铅的回收率影响。研究结果表明,铅回收率达95.12%,冰铜含铜达18.65%,炉渣流动性好,密度低,与金属相不相溶。

电路板铜阳极泥分银渣的还原熔炼

采用还原熔炼的方法从电路板铜阳极泥分银渣中回收有价金属,在最佳还原熔炼条件下(温度1150℃、时间30～45min、Na2CO3用量15%、碳粉用量15%、硼砂用量6.0%～10.0%),还原熔炼产出的金属锭和渣分离好,金属产率达到65.2%,铅回收率97.84%,锡回收率88.88%,贵金属回收率均超过95%。

钒铅锌矿碱性还原熔炼新工艺研究

提出了钒铅锌矿碱性还原熔炼分离提取V、Pb、Zn等有价金属的新工艺。通过碱性还原熔炼,钒铅锌精矿中的PbO被还原成粗Pb沉积到底部,ZnO被还原为金属Zn,高温下挥发进入烟尘中并最终以ZnO的形式被收集,V转变为可溶性的钒酸盐进入熔炼渣,并通过后续的浸出工序进入水溶液。研究了影响熔炼和浸出过程的主要因素。按钒铅锌精矿质量添加10%碳粉和35%Na_2CO_3并在1 250℃下熔炼30min,得到纯度达97%以上的粗Pb,Pb回收率达98.6%,而Zn挥发率达78.9%。含V熔炼渣在浸出温度95℃、液固比2∶1的条件下浸出90min后,V浸出率达97.8%。

脆硫铅锑矿精矿的还原造锍熔炼

采用富含氧化铁的黄铁矿烧渣作为固硫剂的铅、锑、铋还原造锍熔炼方法,对脆硫铅锑矿精矿还原造锍熔炼的工艺进行了研究,考察了温度、添加剂加入量、烧渣加入量等对还原造锍熔炼工艺的影响,得出最佳工艺条件为:先在900℃下反应,再升温到1200℃过热放渣;烧渣加入量为理论量的100%～105%;添加剂与苏打质量比为10%,无水硫酸钠为13%(质量分数).在最佳条件下,锑直收率为83.26%,铅直收率为68.50%,固硫率为98.97%,但约有15%的铅和30%的银分散在铁锍中.