从提金渣中回收金银

采用高温氯化工艺对新疆某提金渣进行提取金、银等有价元素的研究。结果表明:在干式混料,粉状焙烧,氯化挥发温度1 000℃,氯化时间30 min,CaCl2用量5%的条件下,金、银挥发率分别为95.19%和59.26%。

某含铁浸金渣闪速焙烧磁选试验研究

对某焙烧浸金渣进行了闪速焙烧-磁选回收铁的试验研究。在焙烧温度767～800．8℃、CO浓度1．629％-1．925％以及固气比0．763kg／Nm^3的条件下，经闪速焙烧后采用五段弱磁选分选，可获得铁品位61．50％，回收率87．03％的铁精矿。为其它含铁废渣的磁化焙烧提供了借鉴。

金渣-钢渣-钛渣微晶玻璃的析晶动力学研究

采用差热分析(DTA)的方法研究了金渣-钢渣-钛渣复合微晶玻璃的析晶动力学,利用Ozawa和Kissinger方法分别计算了析晶活化能E和晶体生长指数n,分析了金渣-钢渣-钛渣复合微晶玻璃的析晶机理。结果表明:随着金渣添加量的增加,析晶活化能E逐渐降低,晶体生长指数n逐渐增大。当金渣的添加量为55%时,析晶活化能均最低,晶体生长指数最大:利用Ozawa方法计算得到的析晶活化能E=309 KJ/mol,对应的晶体生长指数n=6.31;利用Kissinger方法计算得到的析晶活化能E=290 KJ/mol,对应的晶体生长指数n=6.72。

提金渣氯化焙烧提取金银的试验

用氯化焙烧—水浸—氰化工艺对某提金渣进行了提取金、银的试验研究。试验结果表明:在氯化温度为500℃、氯化时间为60 min、NaCl的用量为10%时,金、银的浸出分别为66.41%、40.18%。在上述条件不变的情况下,氰化前进行干磨3 min,则金、银的浸出率可以达到72.30%、53.85%。

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定铜-镍-砷高合金渣中铜镍砷

研究了铜-镍-砷高合金渣的分解方法,采用等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定渣中高含量铜、镍、砷。结果表明,用盐酸和过氧化氢能完全溶解该合金渣试样。分别选择324.754nm,221.647nm和228.812nm作为分析线,能有效地消除光谱背景的干扰,而且谱线间没有干扰,渣中其他共存元素对3元素的测定也没干扰;直接采用标准溶液建立工作曲线,不需要基本匹配,也不需要进行干扰校正,且线性关系好,相关系数分别为:rCu=0.9999,rNi=0.9997,rAs=0.9998。方法已用于测定铜-镍-砷高合金渣中铜、镍、砷,测定结果与化学法测定结果基本一致。

含锌炼金渣处理的研究

在分析含锌金渣的基础上，研究了高温下以氢氧化钠处理含锌炼金渣，并用硫脲法浸金，浸出率达到８８％。

火法测定金渣中金银配料比的试验研究

针对金渣中贵金属金银的测定,通过条件试验确定了试样熔融配料比,进行了精密度、准确度试验。得到:熔融固体试剂氧化铅、碳酸钠、二氧化硅、硼砂、面粉的加入量分别为80 g、40 g、18g、10 g、3 g时,铅扣沉降完全、质量合适,熔渣流动性好。在此配料方法下,测定结果精密度好,准确度高。

酸溶性钛渣硅热还原制备高硅Ti-Si基合金的试验研究

攀西钛精矿电弧炉冶炼产出的酸溶性钛渣具有钛品位低及高镁低钙的特性,目前主要应用于硫酸法制备钛白粉;为延伸攀枝花钛产业结构,本文以该酸溶性钛渣为原料,采用硅热还原法进行了Ti-(55~70)wt.%Si合金制备试验,并分析了不同试验方案的渣金分离效果和影响因素,以及合金产物的微观组织结构形貌和金属元素分布规律。结果表明,在考虑合金过热度和密度条件下,Ti-60wt.%Si合金熔体渣金分离效果最好;合金组织中最主要的物相为Si相、TiSi_(2)相、TiFeSi_(2)相和Ti(Fe,Mn)Si_(2)相;最佳合金分离效果下,得到的实际合金成分为Ti-56.29wt.%Si-6.6wt.%Fe-0.41wt.%Mn;Ti、Fe、Si和Mn的回收率分别为:89.8%、93.5%、92.1%和94.4%。酸溶性钛渣经硅热还原后得到实际合金成分趋向于亚共晶Ti-(51.4~67.17)wt.%Si,能够为电磁定向凝固分离制备C54-TiSi_(2)提供原料,因此,该工艺开展能够拓展酸溶性钛渣的用途,将酸溶性钛渣的应用向钛产业链下端拓展。

渣金间外加电场无污染脱氧方法的研究

通过在铜液与Na3AlF6-Al2O3渣系间施加稳定的直流电场,进行了铜液的无污染脱氧研究.实验结果表明,外加直流电场法可快速、有效地将铜液中的溶解氧脱除到10×10-6。左右.描述电场作用下氧离子在渣金间传递的模型计算与实验结果十分吻合.根据实验结果,对外加电场脱氧的反应机理进行了讨论和分析.该方法避免了氧化物夹杂对金属液的污染以及固体电解质脱氧方法的高成本和二次氧化等问题.

渣金间外加直流电场无污染脱氧

采用一种新的无污染脱氧方法-渣金间外加直流电场脱氧法,通过在钢液与Al2O3-CaO-MgO熔渣体系间施加稳定的直流电场,进行了钢液的脱氧实验.实验过程在钼丝炉中完成,控制实验温度为1550℃,外加稳定电流2A时,50min后,钢样的全氧含量从1.25×10-4降至3.58×10-5;外加稳定电压2V时,40min后,钢样的全氧含量从1.475×10-4降到了2.23×10-5.实验结果表明,采用此方法对钢液中的溶解氧具有良好的脱除效果.

渣金间外加电场无污染脱氧新方法

该文在回顾传统的脱氧技术以及固体电解质无污染脱氧方法的基础上,提出了一种在渣金间施加外电场来进行金属熔体无污染脱氧的技术.现有实验表明,渣金间外加电场作为一种新的脱氧方法在氧的分离方面具有较好的应用前景.

从金冶炼渣中综合回收铁、金、银

研究了从某金冶炼厂金冶炼渣中回收铁、金、银。考察了硫酸浓度、浸出温度和浸出时间对铁浸出率的影响,以及液固体积质量比、浸出时间、氰化钠用量对金、银浸出率的影响。试验结果表明:在硫酸浓度10.8mol/L、浸出温度90℃、浸出时间2h、液固体积质量比2.5∶1条件下,金冶炼渣中铁浸出率为90.85%;在液固体积质量比3∶1、浸出时间48h、体系pH≈11、氰化钠用量10kg/t条件下,铁浸出尾渣中金、银浸出率分别为72.8%和62.4%。

电渣冶金过程中氧含量变化的研究

分析了电渣重熔过程中氧的行为,结果发现:当电极中的氧含量较低时,电渣过程实际上是一个增氧过程,增氧的程度与重熔渣系密切相关;通过理论分析与实验发现,Al-O之间的反应是电渣重熔过程中的控制反应,电极中铝含量及渣Al2O3含量决定了锭中的氧含量.因此,在生产中为了获得较低的氧含量,应该减少渣中Al2O3的活度,同时在重熔过程中向渣池连续添加脱氧剂;尽管重熔后氧含量有所增高,但是电极中的大颗粒夹杂物在重熔后已不存在,重熔锭中的夹杂物是金属熔池在凝固过程中形成的,因而夹杂物呈细小、弥散状分布.

板坯连铸结晶器内渣/金界面非稳态波动行为

采用VOF法对板坯连铸结晶器内渣/金界面的非稳态波动行为进行研究,使用几何重建方案模拟连铸结晶器内渣/金界面的运动形态.分析了拉速、水口插入深度和倾角对连铸结晶器内渣/金界面波动的影响.结果表明,在浇注初期,渣/金界面的波动幅度较小;随着时间的发展,渣/金界面的波动幅度不断增大;达到动态稳定后水口附近的渣/金界面会出现不规则的锯齿状波动.漩涡的不稳定性是造成渣/金界面锯齿状波动的原因.随着拉速的增大,渣/金界面波动加剧;随着水口插入深度和倾角增大,渣/金界面波动减弱.

电渣重熔过程渣/金界面行为的模拟

建立了电渣重熔体系下三维数学模型,以电渣重熔渣池、钢液为研究对象,利用Fluent商业软件,基于VOF多相流模型,对电渣重熔系统渣金两相流场进行模拟计算.计算结果表明:熔炼初期,金属电极采用薄膜熔化,从两端开始熔化并以小液滴的形式掉落,随着熔炼的进行,电极中部也开始产生小熔滴,最终在中心处形成一个大熔滴掉落,此后进入稳定熔炼期.对比不同电极端部形状,电极端部为圆头时比电极端部为平头时熔滴更容易在电极中心汇聚,渣金界面波动更大;对比不同电极插入深度,插入位置浅,熔滴通过渣层时间长,渣金界面波动更大;对比不同熔速,熔速为0.15 kg/s时,熔滴产生后,一滴一滴不连续掉落,这样熔滴可以与渣充分反应;加大熔速至0.20 kg/s时,可见熔滴成股流下,大熔速下,熔滴进入金属熔池时速度较大,渣金界面波动更大.

顶吹转炉水模型渣金混合的分形研究

通过对顶吹转炉二维水模型模拟,研究了顶吹过程中炉渣与钢水的混合情况。应用分形理论对炉渣在钢液中分布的分维数进行了计算。结果表明,吹炼过程中炉渣在钢液中的分布存在形变区和分裂区,枪位、流量及渣量对形变区和分裂区的分界点影响较大。最后得出了三者对分界点分维数影响的经验关系式。

从某氰化浸金尾渣中浮选回收金的研究

针对某氰化浸金尾渣粒度细、泥化严重的性质,采用浮选回收浸渣中的金.实验结果表明,在采用碳酸钠、丁黄药和2号油的简单药剂制度下,可获得金精矿品位29.8 g/t、金回收率53.95%的指标.

顶吹转炉水模型渣金边界织构的分维数

依据相似定理,通过二维水模型模拟顶吹转炉吹炼过程.利用数码相机进行摄影,通过对图像的计算机处理,研究了顶吹过程中炉渣与钢液母相边界的变化.应用分形理论对其边界的织构分维数及无量纲长度进行了计算.结果表明,吹炼过程中枪位、吹气流量及渣金比对炉渣与钢液母相边界的织构分维数影响较大,其中流量为主要影响因素.得出了三者对织构分维数的影响及织构分维数对无量纲长度影响的经验关系式,渣金母相边界织构维数是评价二维渣金母相边界长度的重要依据.分形理论可以为转炉吹炼过程中渣金母相边界的量化计算提供一种有效的方法.

砷铅锌烧渣中金的氰化浸出研究

砷铅锌烧渣与渗透剂一起磨至100％通过-200目后置于搅拌槽中，在选择条件下，用碳浆工艺氰化浸出，可使烧渣中金的含量从7．3g／t下降到0．5～1g／t，具有较好的经济效益。

用硫氰酸铵从金精矿生物氧化渣中浸出金

研究了用硫氰酸铵+硫酸铁从金精矿生物氧化渣中浸出金。结果表明:粒度为-37μm占97%的氧化渣在750℃下焙烧2 h,然后用1.0 mol/L硫氰酸铵+0.6 mol/L硫酸铁溶液浸出,控制体系pH=2,液固体积质量比3/1,浸出4 h,常温常压条件下,金浸出率达94.61%。氧化渣焙烧后大部分硫化物被氧化,有利于提高金浸出率。