橡胶籽油还原作用下铜渣的贫化

针对铜渣贫化过程碳排放问题,以橡胶籽油取代柴油作为铜渣贫化的还原剂,研究铜渣贫化过程中的热力学,分析橡胶籽油贫化铜渣机理。在不同温度和时间条件下进行喷吹橡胶籽油贫化实验,分析铜渣磁性铁含量和粘度的变化,用XRD和SEM对贫化后炉渣进行分析。结果表明,喷吹还原过程中主要还原剂是裂解产生的碳单质、H2和CO。贫化过程中磁性铁被橡胶籽油在高温下的裂解产物(H2, CO, C)还原成FeO,与渣中的SiO2结合生成铁橄榄石(Fe2SiO4);随贫化温度升高,相同喷吹时间内铜渣的磁性铁含量和粘度逐渐降低,使渣中的Cu相互碰撞聚集,最终沉降到坩埚底部。随贫化进行铜渣中的铁橄榄石相增多,磁性铁相减少。在坩埚底部聚集的铜颗粒粒度由1 cm增至3 cm,铜回收率达86%。     

废阴极炭碳热还原法贫化艾萨铜熔炼渣

以电解铝工艺所产生废阴极炭块为还原剂,可实现艾萨铜熔炼渣中铜的有效火法贫化回收。结合热力学分析,研究了废阴极炭加入量、还原温度、保温时间和CaO添加量对艾萨铜渣中铜贫化回收的影响规律。结果表明,废阴极炭添加量2.0%、还原温度1300℃和保温时间60 min条件下,铜贫化回收率可达98.24%。废阴极炭中F可转移并以CaF2形式固定在贫化尾渣中,尾渣中F?和CN?的毒性浸出浓度远低于国家允许排放标准,实现了艾萨铜熔炼渣铜的高效贫化回收和废阴极炭的资源化利用。     

铜电炉冶炼贫化渣焙烧富集Fe3O4

以云南某铜冶炼厂电炉贫化渣为原料,在有氧气氛下加入CaO高温焙烧铜渣,分析了焙烧时间、焙烧温度、铜渣粒度、气相气氛对磁化焙烧效果的影响,利用SEM和XRD等对焙烧样品的微观形貌、物相变化进行分析,并通过热重分析考察了添加CaO及研磨粒度对铜渣焙烧过程的影响. 结果表明,加入CaO能有效促进Fe2SiO4分解,磨矿越细越有利于反应进行,随焙烧温度提高、焙烧时间延长,a-Fe2O3增多,而Fe3O4先增加、温度超过850℃后减少;过高温度及过长焙烧时间不利于Fe3O4富集,且过低的氧势不利于富集Fe3O4的气固反应进行,Fe3O4富集的优化条件为空气气氛下850℃焙烧2 h.     

柴油在氮气存在条件下还原铜渣中磁性铁的模拟

为降低火法冶金炉渣中磁性铁含量以回收铜,采用柴油在N2存在条件下还原铜渣中Fe3O4;并基于吉布斯自由能最小化原理,建立平衡模型,探讨了反应温度（1220～1280℃）、N2加入量（480～960m3/d）、油渣比（0.5～2.9L/t）对Fe3O4还原反应的影响。结果表明：柴油裂解,主要生成C和H2;同时,反应中气体体积发生膨胀。提高反应温度和N2加入量,裂解产物摩尔分数基本保持不变。Fe3O4与柴油裂解产物的反应平衡常数大,反应程度高,Fe3O4被还原成FeO。油渣比增加,Fe3O4还原率呈线性增加。柴油裂解和柴油在氮气存在条件下还原铜渣中Fe3O4反应都是吸热过程。     

贫化过程中Al2O3对铜渣物相转变及结构的影响

铜渣贫化是铜冶金工业可持续发展的重要方法。随着优质铜精矿的不断消耗，低品位、高杂质的铜精矿逐渐被利用。高铝铜精矿作为一种典型的低品质铜精矿，其熔炼后的铜渣中Al₂O₃含量有所上升。随着铜渣成分的变化，控制铜渣特性对在贫化过程中回收铜以及降低铜损失至关重要。本工作以ISASMELT铜渣为原料，采用X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM-EDS)、红外光谱(FTIR)等分析技术，阐明了火法贫化过程中不同Al₂O₃含量对铜渣的物相及结构的影响，以及物相转变及结构改变对铜损失的影响。还研究了不同CaO添加量对高铝铜渣的物相转变、结构和铜损失的影响。结果表明，随着Al₂O₃含量的增加，熔渣中会形成高熔点的铁铝尖晶石，且铝硅酸盐结构也趋于复杂，使熔渣黏度增大，渣中铜含量增加。在高铝铜渣中加入CaO，会形成高熔点的钙铁辉石、钙镁橄榄石，黏度增大。但是随着CaO添加量的增加，熔渣结构趋于简化，黏度降低。在CaO添加量为2wt%时，渣中铜含量最低，为0.78wt%。少...     

高品位铜精矿短流程一步炼铜基础研究

一步炼铜技术具有流程短、环保效益好、投资成本低等优势,符合当前短流程冶炼技术的发展方向。本工作以高品位铜精矿为原料,利用理论计算结合实验的方法研究了短流程一步炼铜过程熔体物相、粗铜直收率、渣含铜等变化规律。理论计算表明,当铁硅比0.6时,通过添加CaO可避免熔体中尖晶石相的析出,1300℃熔渣中化学溶解铜含量约8.6wt%。实验过程探讨了喷吹氧量和熔体静置时间与粗铜质量及熔渣特性的关系。在1300℃时,以0.4 L/min的流量向80 g熔体中喷吹70 min 50vol%的富氧空气,随后静置沉降2 h获得粗铜,铜直收率为82.12%。熔渣通过SEM-EDS分析发现,渣中存在大量尖晶石相,损失的铜主要以机械夹带形式存在,表明尖晶石相阻碍了金属铜颗粒沉降。     

硼酸钙对铜渣中夹杂铜沉降效果的影响

考察了添加剂CaB2O3对转炉铜渣中夹杂铜沉降效果的影响，并结合铜渣的粘度测试及红外光谱表征，研究其影响机理，采用FactSage软件计算了添加剂对铜渣液相线温度的影响。结果表明，随添加剂含量增大，铜渣中夹杂铜的沉降效果逐渐增强，添加剂含量由0增至6wt%时，底部渣含铜量由4.10wt%增至6.85wt%，这是由于添加剂可有效降低铜渣粘度。随添加剂含量增大，渣粘度降低，但降低效果随温度增大而趋于平缓。随添加剂含量增大，铜渣的硅酸盐结构趋于简化，添加剂通过破坏铜渣复杂的硅酸盐结构降低铜渣粘度。铜渣的液相线温度随添加剂含量增大而减小，添加剂通过减少渣中固体颗粒的方式降低铜渣粘度。     

铜渣熔融还原炼铁过程研究

根据熔融还原原理,进行了铜渣熔融还原炼铁研究.考察了碱度、保温温度、保温时间、CaF2添加量对铜渣中铁收率和铁水脱S,P的影响.XRD分析结果表明,水淬铜渣中含铁物相主要为2FeO·SiO2和Fe3O4.确定的铜渣熔融还原炼铁的合理工艺条件为:惰性气氛下,碱度1.6,保温温度1 575℃,保温时间30min,CaF2/...     

钒钛磁铁矿的煤粉还原过程

对煤粉还原钒钛磁铁矿过程中产生的铁氧化物和钛铁化合物进行热力学分析,得出工艺还原过程中的反应热力学数据,进一步采用高温炉在还原温度1350℃、配碳比1.0、还原煤粒度小于75μm的条件下,考察还原时间对工艺指标的影响和还原过程,得出不同还原时间下产物的定量结果和物相成分.结果表明,还原时间为60min时,还原产物的全铁、金属铁、金属化率均达最大值,分别为68.60%,65.81%和95.93%,钒钛磁铁矿中铁氧化物的还原过程为Fe2O3→Fe3O4→FeO→Fe,钛铁化合物的还原过程为Fe2TiO5→Fe2TiO4→FeTiO3→FeTi2O5.     

高温铜渣催化木屑水蒸气气化的实验研究

利用高温铜渣的显热作为外热源,进行铜渣催化木屑水蒸气气化的实验研究,通过XRD分析催化反应前后铜渣的物相组成,结合催化气化后产气特性分析,推断铜渣的催化活性组分,测定气化反应前后铜渣的温度,计算铜渣的显热量和余热利用率. 结果表明,催化气化后铜渣出现Fe2O3特征峰,煅烧渣的Fe2O3和Fe3O4特征峰减少且强度减弱. 催化后H2含量明显增加,CH4和C2H4含量明显降低. 由此推断铜渣的催化活性组分为Fe2O3和Fe3O4,其含量越高,铜渣催化效果越好. 气化温度(720~950℃)范围内铜渣温度降低130~240℃,可回收利用的显热量为151.89~237.48 kJ/kg,余热利用率达18.49%~22.63%.     

Low-temperature preparation of Si3N4/SiC porous ceramics via foam-gelcasting and microwave-assisted catalytic nitridation

Si₃N₄/SiC porous ceramics were fabricated by a novel foam-gelcasting and microwave-assisted catalytic nitridation method at a temperature as low as 1273?K for 60?min or after only 10?min at 1373?K utilizing commercial Si and SiC with trace of impurity Fe (0.33?wt%) as starting materials. The Si₃N₄/SiC porous ceramics containing porosity of 68.54?±?0.73% which were fabricated at 1373?K for 10?min had flexural and compressive strengths of 5.28?±?0.17?MPa and 12.86?±?1.55?MPa.     

预煅烧铜渣对生物质催化热解动力学的影响

采用热重分析仪考察了预煅烧铜渣对生物质催化热解动力学的影响. 结果表明,催化剂的使用可明显降低生物质热解的活化能;随煅烧温度提高和1000℃下煅烧时间延长,催化剂活性先增强后减弱. 不同预煅烧条件下铜渣矿物的表征显示,由于Fe2SiO4、硫化物和磷化合物的氧化,铜渣质量先增加后降低;预煅烧使Fe从铜渣的Fe2SiO4中脱出,以Fe3O4和a-Fe2O3形式存在;随煅烧温度提高,Fe2SiO4的特征峰逐渐减弱直至消失,Fe3O4先增强后减弱,a-Fe2O3增强. 由此推断,Fe3O4的形成是预煅烧铜渣催化活性提高的原因.     

CaF2-SiO2-CaO渣系的非等温挥发行为

使用同步热分析仪,以10 K/min的升温速率对CaF2-SiO2-CaO三元渣系的失重率进行测定,采用非等温热分析方法对渣系挥发反应动力学进行了研究,确定了渣系挥发的反应机理函数f(a),分析了挥发反应机理,并对建立的动力学模型进行验证. 结果表明,渣系挥发性与其液相线及物相组成密切相关,而碱度对其影响较小;引起渣系成分改变的挥发过程可分为1373~1573 K和1573~1773 K两个阶段,前者属三维扩散型机理函数,其微分形式为f(a)=3/2(1-a)4/3[(1-a)-1/3-1]-1,后者属随机成核和随后生长型机理函数,其微分形式为f(a)=1/4(1-a)[-ln(1-a)]-3. 70%CaF2-30%SiO2渣系2个阶段的反应活化能分别为550.10和376.16 kJ/mol,指前因子1gA分别为16.55和8.4. 实验结果与模型计算结果吻合很好.     

添加Fe2O3对碳热还原含钛高炉渣的影响

以攀枝花含钛高炉渣为原料,针对碳热还原含钛高炉渣的还原产物TiC晶粒粒径较小而难以分离的问题,在原料中添加不同比例的Fe2O3促进TiC与渣相分离. 结果表明,原料中加入Fe2O3后,还原产物中Fe在渣中呈弥散分布,渣中TiC晶粒依附Fe相生长. Fe2O3添加量为5wt%时,依附于Fe相形核长大的TiC明显沉降,富集于还原产物底部,含钛高炉渣还原产物中TiC初步富集.     

Separation and Recovery of Valuable Metals from Nickel Slags Disposed in Landfills

With the increased requests for more sustainable extraction processes feedstocks with low metal content are becoming more attractive. In this research, an additional refining step is investigated in order to recover valuable metals from slag generated during nickel extraction process, particularly copper, nickel, and cobalt. Slag was settled at the different temperatures for various times in conditions that simulated the industrial environment. The chemical composition and morphology of newly formed matte and slag were determined. Kinetic parameters of matte formation, valuable metal recovery rates and partition coefficients were deduced. Metals separation and settling rate was found to be strongly dependent on temperature. The highest recovery rates were found to occur at 1598 K (1325°C) for two hour settling while the most economical combination of parameters was found when settling at 1573 K (1300°C) for one hour. Silica additions generated higher partition coefficients for copper and nickel than the addition of lime. It is concluded that an additional refining step involving SiO₂ and CaO fluxes is an economical way to recover more than 60% of valuable metals from slag that is disposed in landfills.     

钒化工冶金固废资源化清洁利用

采用整体化增值利用、多组元高效提取、末端无害化处置的策略，通过关键核心技术创新和集成，开发了具有产业化价值的低成本、高效钒化工冶金固废资源化清洁利用技术集成体系。提钒尾渣通过亚熔盐技术高效提钒后，渣中的钒含量(以V2O5计)降低至0.2wt%以下，铁含量(以Fe2O3计)富集至60wt%以上；再经钙化脱钠后终渣中钠含量(以Na2O计)低于2wt%，可大比例替代低钒高品位铁精矿用于配矿烧结，配矿量由原来的20 kg/t提高至60 kg/t。将块状、粉状铬泥通过添加有机粘结剂和65碳化硅做成球骨架，加工成粒径5?30 mm的球状物并烘烤，加入炼钢工序，所制钢筋的屈服和抗拉强度均比常规工艺高，对钢筋性能提高有一定作用。采用钒酸铁部分替代V2O5冶炼钒铁技术上可行，1 t钒酸铁可代替209 kg V2O5，钒铁消耗0.2 t，钒回收率在90%以上，并生产出A级50钒铁产品。50钒铁炉渣作为粘结配料可提高钒钛烧结矿强度，在回收利用渣中钒、镁、钙元素的同时，使钒钛烧结矿转鼓指数提高2%~4%。     

炼铜反射炉水淬渣工艺矿物学

采用XRF, XRD, SEM-EDS, M?ssbauer及金相显微分析等对炼铜反射炉水淬渣进行了工艺矿物学研究. 结果表明,渣中含铜1.06%(w),主要以冰铜存在;全铁量为36.41%(w),Fe2SiO4占53.5%(w),Fe3O4为32.5%(w),Fe2O3为14.0%(w),且铜、铁、硅矿物紧密共生,呈细粒不均匀嵌布. 热力学分析表明,在CaO和O2存在条件下,硅酸铁转化为磁性氧化铁的趋势较大. 采用浮选回收铜-高温脱硅-磁选分离铁的选冶工艺处理炉渣,当磨矿细度-0.074 mm含量从75%增加到95%时,一次粗选铜回收率从18.6%增至39.02%,粗选精矿铜品位为4.6%. 炉渣在CaO/SiO2摩尔比0.9、1350℃氧化30 min、10 K/min缓冷速度下脱硅后,经破碎、磨矿、磁选,铁回收率为71%,铁精矿品位达62%.