铜冶炼过程酸浸高硅渣碱性焙烧热力学研究

火法炼铜吹炼过程产出大量铜渣,经酸浸处理回收铜等有价金属后会产生大量高硅渣。为了实现高硅渣的无害化处置和硅的回收利用,采用热力学软件Factsage 7.3和HSC 6.0对高硅渣碱性焙烧过程主要反应的ΔG-T图、物相平衡分配图及Na_(2)O-SiO_(2)-FeO体系相图进行计算和绘制。研究结果表明:焙烧温度和ω(Na_(2)O)/ω(SiO_(2))的变化会显著影响焙烧转型过程和产物的物相组成。理论上实现SiO_(2)转型的优化条件为:焙烧温度800~900℃、ω(Na_(2)O)/ω(SiO_(2))=0.41~0.64。高硅渣中的杂质Al和Fe参与反应过程,且不溶性杂质NaAlSiO_(4)较可溶性杂质Na_(2)FeO_(2)优先生成。根据热力学分析结果,开展了验证试验,结果表明:在碳酸钠过量系数为SiO_(2)、Al和Fe理论总用量的0.9倍,焙烧温度850℃,焙烧时间2 h的条件下,硅的浸出率达到88.56%。

废旧电路板富氧顶吹熔炼过程热力学研究

根据废旧电路板组成特点,选定Al_(2)O_(3)-SiO_(2)-FeO-CaO-1.5%MgO渣系为研究对象,采用FactSage热力学软件计算并探究了CaO、MgO的含量和Fe/SiO_(2)比(w(Fe)/w(SiO2))对炉渣性质和液相生成区的影响,并在此基础上进行了验证试验。结果表明:在各组分范围内,CaO含量增大会导致炉渣熔化温度先降低后升高,MgO含量和Fe/SiO_(2)比增大均会使炉渣的熔化温度升高,且低于1250℃;CaO、MgO的含量和Fe/SiO_(2)比增大均会使炉渣黏度降低,在1250℃下黏度均低于0.5 Pa·s。在富氧浓度为30%、通氧总量为24 L、熔炼温度为1250℃、CaO含量为14.5和Fe/SiO_(2)比为1.05的条件下进行验证试验,其熔炼过程可以顺利进行;合金中Cu、Sn和Ni的含量(质量分数)分别为82.73%、10.17%和6.69%,对应直收率分别为90.18%、85.32%和81.09%。

钛渣熔体结构及传输性质分子动力学模拟研究进展

高品位钛渣(TiO_(2)含量≥90%)的高效制备不仅是高品质钛产品生产的关键,而且已成为我国钛冶金行业发展的迫切需要。钛铁矿还原熔炼过程钛渣熔体传输性质的调控是实现高品位钛渣高效制备的关键。国内外学者采用分子动力学模拟的方法,开展钛渣熔体结构演变及传输性质的研究,取得了显著的进展,证实了分子动力学模拟的方法在钛渣熔体研究中的有效性。分子动力学模拟的方法在研究钛渣熔体结构和性质方面具有显著的优势,不但能考察钛渣熔体结构参数、传输性质及相关微观细节,而且不受试验条件(高温、高腐蚀性、高化学活性)的限制。通过分子动力学模拟能够获取钛渣熔体丰富的结构信息和重要的传输性质,避免了钛渣熔体结构及物理性质试验测试中存在的难题。最后,结合冶金熔体成分和结构的复杂性,总结存在的问题,对分子动力学模拟在熔体结构及传输性质研究中的应用进行了展望。

废旧三元锂离子电池正极还原焙烧回收Li的研究

对废旧锂离子电池正极料还原焙烧回收Li的工艺、还原焙烧过程中Li还原产物及其形态变化行为进行研究。采用控制变量法,通过单因素实验研究焙烧过程中焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对Li氢化浸出的影响。采用X线衍射仪、扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对还原焙烧产物物相及形貌进行表征,通过Factsage软件计算焙烧过程热力学,研究还原焙烧过程中Li还原产物在不同温度下的存在形式以及不同形式的存在条件。研究结果表明:当焙烧温度为650℃,焙烧时间为3 h,含碳量(即碳质量分数)为20%时,Li的浸出率最高,达90.33%;随着焙烧温度从500℃提高到750℃,Li2CO3及低价有价金属稳定区呈现出先变大后减小的趋势;高温、长时间焙烧对于Li2CO3生成有抑制作用;当含碳量低于10%时,增加含碳量对还原反应影响较大,当含碳量高于10%时,增加含碳量对还原反应影响较小。

“双一流”学科建设背景下“大部制”改革与新型研究生培养体系构建

随着国家高等教育改革的不断深入,“双一流”学科建设这一国家战略也面临着新形势下的变革。为了适应“双一流”学科建设所提出的基本要求,江西理工大学冶金学科结合自身的实际发展状况以及新型研究生培养体系对冶金工程学科提出的新要求,开展了冶金学科群组织架构的重组和构建,有效地分配科研教学管理资源,以期探索出高效合理的新型研究生人才培养体系,稳定地培养出具备高度专业化和实践型的创新人才。

“新工科”背景下冶金工程专业“教学研”创新人才培养模式

随着工程教育改革及“新工科”建设的不断深入,传统工科专业诸如冶金工程专业将面临新的挑战。为了加快“新工科”建设及创新型人才培养,适应新一轮科技革命与产业变革,结合本校实际发展状况及创新机制对工程教育的新要求,冶金专业结合自身发展特点,开展冶金工程专业“教学研”创新人才培养模式探索。

复杂高硅白合金硫酸氧化浸出工艺及提铜的动力学研究

研究了高硅白合金硫酸氧化体系下铜的浸出工艺与动力学。首先采用可控制变量法,通过单因素实验,系统研究了添加剂、硫酸浓度、反应温度、反应时间和液固比对铜钴浸出率的影响,其次通过X射线衍射(XRD)、电感耦合等离子体(ICP)和扫描电镜-能谱(SEM-EDS)对高硅白合金和浸出渣的物相及化学成分进行了分析对比。结果表明:在次氯酸钠用量5 mL、浸出温度343 K、反应时间5 h、硫酸浓度200 g/L、液固比7:1的工艺条件下,铜的浸出率可达99.42%,钴的浸出率可达到97.57%。最后,通过对高硅白合金硫酸氧化浸出提取铜的动力学模型的分析可知,活化能、硫酸浓度和粒度的反应级数分别为34.64 kJ/mol、2.34和0.18,表明其应遵循化学反应控制的收缩核模型,并建立了相应的动力学方程。

氟化稀土熔盐电解渣硫酸浸出脱氟研究

氟化稀土熔盐电解渣不仅是稀土回收的重要二次资源,而且氟的回收利用也非常重要。本研究采用硫酸浸出法处理氟化稀土熔盐电解渣,使氟与稀土分离,并通过多级吸收将生成的氟化氢回收。研究了浸出温度、液固比、浸出时间、硫酸浓度对脱氟率的影响。结果表明:在浸出温度为360℃、液固比(体积与质量之比,单位为mL/g,下同)为2∶1、粒度58~75μm、搅拌转速恒定为300 r/min,反应3 h的条件下,氟的脱除率可达到95.28%,达到氟回收的目的。最后,通过对实验数据进行因次分析,得出氟脱除率的准数方程。

电镀污泥碳热还原挥发锌、锡和铅的动力学研究

含铜污泥是冶金化工行业的工业废水经过处理后的工业废弃物,目前已被列入国家危险废物名单,其中含有铜,锌,镍,锡,铅等多种有价金属,为了回收其中的有价金属,文中研究了电镀污泥碳热还原中锌、锡和铅挥发规律及动力学。通过电镀污泥碳热还原实验可知,当碳热还原温度提高至1 523 K时,在该温度下碳热还原60 min,Zn的挥发率可达到96.98%,Sn的挥发率可达到96.24%,Pb的挥发率可达到95.37%,且高温有利于Zn、Sn及Pb的碳热还原挥发。电镀污泥碳热还原动力学实验结果表明,Mckwan反应方程能较好地描述电镀污泥碳热还原反应体系,Zn、Sn及Pb还原挥发活化能分别为149.50、138.01、132.26 kJ/mol,电镀污泥碳热还原过程受界面化学反应控制。

某典型闪锌矿氧压浸出高硫渣工艺矿物学研究

锌冶炼高硫渣是锌氧压浸出工艺产出的危险废渣,由于矿相复杂,工艺矿物学研究不深入,导致其安全利用处置难度大.因此,采用化学分析、X射线衍射、工艺矿物学等研究手段对国内典型高硫渣进行了详细研究.结果表明:高硫渣中主要矿物为单质硫、闪锌矿、黄铁矿,以及微量的石英、云母、锌矾、铁矾等成分.高硫渣中硫磺、闪锌矿、黄铁矿等矿物间相互交织共生,赋存形式多样,且多数矿物均以单质硫磺作为镶嵌基底,高硫渣中单质硫磺、闪锌矿、黄铁矿的粒度偏细,大部分集中在74μm以下.因此促使单质硫磺粒度增大以及提高硫磺与其余矿物间解离度是提高高硫渣中有价元素综合回收的关键.

废旧电路板回收技术研究进展

随着电子产品更新换代的速度加快,废旧电路板的数量也不断增加,其资源化回收已成为全球热门话题。废旧电路板中含铜、锡、金、银等几十种金属,是典型的“城市矿产”文章综述了废旧电路板资源化回收的各类技术,总结了各类技术的进展及特点。其中火法冶金搭配熔炼处理废旧电路板,具有处理强度大、可搭配冶金过程固废协同处置等优点。随着环保问题的日益重视,搭配熔炼技术优势逐渐凸显,在废旧电路板回收工艺中的地位日益提高,将成为废旧电路板资源化回收的主流技术。

酸性含汞溶液中电沉积回收汞的研究

针对有色金属冶炼烟气中湿法脱汞过程产生的硫脲汞溶液难处置的问题,研究提出了电沉积从硫脲汞溶液中回收汞的新工艺.采用线性电位扫描法得到汞电沉积过程的阴极极化曲线,考察了不同杂质离子对硫脲汞溶液阴极极化曲线的影响.结果显示,在控制阴极电位为-0.55^-0.45 V的条件下,溶液中的汞可选择性沉积,溶液中Fe^3+、Cu^2+和H2SO3并不会影响溶液中汞的电沉积,即汞选择性电沉积的电位为-0.55^-0.45 V.采用控电位技术对硫脲汞溶液电解回收汞工艺进行研究,探究了电解质种类和浓度、电解液温度、搅拌速率、电解时间等因素对汞回收效率的影响.得到在阴极材料为铜片的条件下,最佳的电解工艺参数:电解质为0.24 mol·L^-1 Na2SO4,电解液温度为30~40℃,搅拌速度为100~300 r·min^-1,SO32-浓度为8 mmol·L^-1,电解时间为5 h.最佳工艺条件下,溶液中汞的回收效率可达98%以上.对阴极电解产物进行分析,阴极上的汞为单质汞,且纯度超过99%.

锌氧压浸出渣中金属综合回收工艺研究进展

锌氧压浸出渣中含有大量锌、铁、铅等有价金属,以及银、镓、锗、铟等稀贵金属,具有较高回收利用价值。分析了锌氧压浸出渣中各金属回收工艺的研究进展及优缺点,指出了锌氧压浸出渣中金属回收所面临的机遇与挑战,以及未来研究方向。

高砷铅阳极泥常压碱浸脱砷试验研究

研究了常压下从铅阳极泥中碱浸脱砷,考察了浸出时间、浸出温度、NaOH质量浓度、H2O2添加量和液固体积质量比等对砷脱除及铅、锑浸出的影响。结果表明:在阳极泥质量50 g、浸出温度90℃、H2O2添加量10 mL、NaOH质量浓度60 g/L、液固体积质量比4 mL/1 g、浸出时间90 min条件下,砷浸出率为94.98%,而铅、锑基本不溶,砷脱除效果较好。

砷酸钙与碳粉混合共热解过程解析

研究了砷酸钙与碳粉体系共热解反应过程。利用热重分析仪监测不同升温速率下,砷酸钙与碳粉质量比为4∶1混合物在氩气气氛、加热区间温度30~1 200℃过程中的失重情况,并采用XRD表征各失重阶段残余物。结果表明,混合体系失重过程分为三个阶段:第一失重阶段,温度240~325℃,Ca2As2O7·H2O脱水生成Ca2As2O7;第二失重阶段,温度560~668℃,Ca2As5O7到Ca3(AsO4)2的晶型转变及Ca5(AsO4)3OH和Ca(OH)2失水生成Ca5(AsO4)3和CaO;第三失重阶段,温度904~1 120℃,碳还原砷酸钙反应生成CaO和砷蒸气。动力学模型拟合结果表明:相边界反应动力学模型能较好地解释砷酸钙与碳粉共热解第三个失重阶段的反应机制。

联合工艺处理失效锂离子电池正极材料研究进展

伴随着便携式电子产品的快速更迭和新能源动力汽车行业的迅猛发展,大量的锂离子电池迎来报废退役,其回收迫在眉睫。焙烧—水浸联合工艺不仅改进了传统火法熔炼工艺存在的高能耗、锂难以有效分离等问题,又解决了湿法回收工艺过程试剂耗量大、废水处理等缺点,将是失效锂离子电池正极材料有效处理回收工艺发展的未来趋势及前进方向。综述了当前联合工艺处理失效锂离子电池正极材料的研究进展,主要分为还原焙烧、盐化焙烧两大类,盐化焙烧工艺极大降低了所需焙烧温度,根据添加剂的不同可细分为硫酸化焙烧、氯化焙烧、硝化焙烧。通过对比分析不同联合工艺的优势和不足,总结展望联合工艺未来的发展趋势及前景,为未来研发更加清洁高效的回收工艺提供参考。

稀土熔盐电解渣中铁的分布状态与磁选除铁的工艺研究

当前世界上生产稀土金属或合金的设备是以手工操作为主的3000 A电解槽,因此,在进行稀土金属出炉、更换阳极、定期清炉、拆炉等生产操作过程中,有很多含铁物相杂质很容易累积于稀土熔盐中,废稀土熔盐的产生难以避免.文中通过工艺矿物学分析,明确了稀土熔盐电解渣中含铁物相的种类和嵌布特征,并考察了磁选对杂质铁相的脱除效果,由结果可知,稀土熔盐电解渣颗粒粒度取58~75μm,磁选强度取0.668 T,磁选后强磁性铁矿物基本上进入磁选精矿中,而稀土相则留在了磁选尾矿中,分离效果良好,稀土相得到进一步富集,这有利于后续稀土的提取和回收.

自蔓延高温合成制备碳化钨粉的热力学研究

计算了镁热还原自蔓延高温合成(SHS)碳化钨粉的吉布斯自由能和绝热温度,并进行了实验验证,结果显示:镁热还原制备碳化钨粉在热力学上完全可行,体系的绝热温度为3625.5 K,自蔓延过程可以自发维持,但需要加入稀释剂减缓反应速度;碳酸钠、氯化钠和氧化镁都可以降低体系的绝热温度,其中碳酸钠降低体系绝热温度的效果最好;在加入量较少时,氧化镁的降温效果高于氯化钠,而在添加量增加到体系绝热温度低于2600 K时,氧化镁的降温效果低于氯化钠。验证实验结果显示,在Mg-WO_(3)-C体系下,通过自蔓延高温合成法可以制得单相碳化钨粉。

B_(2)O_(3)对含钛高炉渣熔体微观结构与输运性质的影响

为高效利用含钛高炉渣中钛元素,采用分子动力学模拟方法研究B_(2)O_(3)含量对CaO-SiO_(2)-B_(2)O_(3)-TiO_(2)系高炉渣微观结构和输运性质的影响。结果表明:B_(2)O_(3)的含量4%时,B—O、Si—O、Ti—O和Ca—O的键长分别为1.34、1.62、1.95和2.24A。渣中存在[SiO_(4)]四面体、[BO_(3)]三角体和[TiO_(6)]八面体稳定结构单元。体系中加入B_(2)O_(3)含量并不会改变O—Si—O、O—B—O和O—Ti—O键角分布情况。随着B_(2)O_(3)的加入,Si—O—Si和B—O—B键角分别从156.12°和148.43°增大到158.17°和157.08°,大部分Ti—O—Ti键角分布在100.48°,小部分Ti—O—Ti键角从140.17°减小到135.53°。随着B_(2)O_(3)含量的增加,B—O—M(Ca、Si、B和Ti)氧连接占比增多,熔体中高配位结构解聚为低配位结构,体系整体聚合度降低,各离子自扩散系数均增大,熔体黏度从0.183 Pa·s降低到0.140 Pa·s。

砷锑烟尘与冶炼污酸的联合处置

基于砷、锑在酸性溶液中的溶解差异性,结合砷锑烟尘和冶炼污酸的成分特征,提出氧化酸浸分砷—湿法还原固砷的砷锑烟尘与冶炼污酸的联合处置工艺。结果表明,在过氧化氢加料系数1、过氧化氢质量分数30%、液固比5、温度30℃、浸出时间4 h、污酸酸度1 mol/L条件下,砷的浸出率可达99%以上,所得浸出渣锑含量高达90%,砷含量仅为0.2%,实现了高砷锑烟尘中砷和锑的初步分离;采用氯化亚锡二段还原工艺,在酸度12 mol/L、温度90℃、n(NaCl)/n(As)=3、还原剂系数1、反应时间4 h的条件下,砷还原率可达99.75%,反应后液中锑浓度为6.72 g/L,砷浓度仅为0.17 g/L,实现砷和锑的二次分离。