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相似文献
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1.
还原熔炼法从谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴(英文)   总被引:2,自引:0,他引:2  
研究从赞比亚谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴的还原熔炼过程。实验考察还原剂用量、熔炼温度、保温时间及渣型改善剂CaO和TiO2的添加对还原熔炼金属回收率的影响。采用X射线衍射、扫描电子显微镜及能谱分析对所得贫化渣和含钴合金进行表征。结果表明,在优化条件下,转炉渣中钴、铜、铁的回收率分别为94.02%,95.76%和小于18%;贫化渣的主要物相组成为铁橄榄石和铁尖晶石,含钴合金中主要含有金属铜、含钴铜的铁合金和少量的硫化物。  相似文献   

2.
通过分析氧气底吹铜熔炼渣及铜锍,结合冶金过程原理,研究渣-铜锍间多组元含量的映射关系及熔炼过程优化。结果表明:铜锍中Cu、S、Fe含量之间呈现出较强的相关性;渣中Cu、SiO_2、Fe含量及渣型铁硅比m_(Fe)/m_(SiO_2)相互之间也呈现出一定的相关性;铜锍中Cu、Fe、S含量对渣中S含量的映射关系较为明显;基于铜锍中S、Cu含量和渣中S含量,或基于渣型铁硅比m_(Fe)/m_(SiO_2)和铜锍品位都可对渣中Cu含量进行预测,后者的准确度较高,说明铜锍品位和渣型对渣中Cu含量有较大影响。  相似文献   

3.
采用熔融铜渣为原料,经过涡流贫化过程,回收铜渣中的金、银、铜,贫化渣进一步升温还原得到含铜铁水,最终可制备成耐磨铸铁。结果表明,通过涡流贫化,铜渣中的Fe_3O_4被还原为FeO,然后FeO与SiO_2结合,生成Fe_2SiO_4。经过涡流贫化后,金、银、铜的回收率分别达到了99.44%、93.97%和93.14%。贫化渣中Fe_3O_4和铜的含量分别为1.53%和0.61%(质量分数)。贫化渣涡流还原后得到的含铜铁水制备的耐磨铸铁成分满足高铬耐磨铸铁国标要求。  相似文献   

4.
钴多以伴生元素赋存于硫化铜镍矿床中,在冶炼过程中主要富集于转炉渣中。从转炉渣中回收钴,能够缓解我国钴的供需矛盾,具有显著的经济和社会效益。本文针对镍转炉的物相组成进行了系统分析,并在此基础上通过热力学分析及实验研究,实现了非熔融状态下钴、镍等氧化物的还原及富集。考察了焙烧温度、还原时间、无烟煤及氯化钙用量对各金属回收率及磁选精矿中金属含量的影响。结果表明:优化工艺条件为还原温度1050~1150℃、无烟煤用量(质量分数)10%、氯化钙用量13%、还原时间为1.5 h。在此条件下,铁、钴、镍、铜的回收率分别为51.85%、93.81%、98.32%、76.47%,在磁选精矿中的含量(质量分数)分别为45.08%、8.14%、18.70%、2.06%。  相似文献   

5.
通过分析氧气底吹铜熔炼过程产生的铁硅型工业铜渣中SiO2、Fe、S、Cu、CaO等组元含量变化趋势,结合冶金过程原理,研究上述各组元造渣行为及组元含量相互间的映射关系,并进行渣型优化。结果表明:SiO2、Fe、S、Cu及CaO等组元的造渣行为具有相互关联性,且各组元与Cu造渣行为的关联性由强到弱的顺序依次为S、m(Fe)/m(SiO2)、SiO2、Fe。同时,SiO2和Fe含量对Cu含量的耦合作用较明显,随SiO2含量升高,Fe含量降低,Cu含量呈降低趋势。通过渣型优化,渣中SiO2含量为26.5%~28%、Fe含量为38.5%~40%(质量分数),该渣型的流动性较好,理论上底吹熔炼渣含Cu可降低到2.5%(质量分数)以下。  相似文献   

6.
提出一种基于FeO-SiO_2-Al_2O_3渣型废旧铝壳锂离子电池还原熔炼回收有价金属的新工艺,该工艺仅采用铜渣作造渣剂。研究表明:在造渣剂用量为铝壳锂离子电池质量的4.0倍、熔炼温度1723 K、熔炼时间30 min条件下,钴、镍、铜的回收率最高,分别为98.83%、98.39%和93.57%;还原熔炼合理的渣型组成为m(FeO):m(SiO_2)=0.58:1~1.03:1,Al_2O_3含量为17.19%~21.52%;熔炼产出合金主要由Fe-Co-Cu-Ni固溶体相和冰铜相构成,产出炉渣的主要矿物成分为铁橄榄石和铁铝尖晶石,铜在渣中损失的主要机制是板条状铁橄榄石对冰铜和金属铜的机械夹杂。  相似文献   

7.
铁锰多金属矿综合利用新工艺   总被引:16,自引:1,他引:16  
以生物制剂KZSH01作为还原剂与铁锰多金属矿发生氧化还原反应,研究了铁锰矿的细度和还原剂的含量对还原效果的影响,考察了还原过程中温度和物相的变化,探讨了H2SO4用量对Mn和Zn浸出效果的影响.结果表明:生物还原剂KZSH01可使铁锰矿中93.0%MnO2转化为MnO,90.0?2O3转化为Fe3O4;Mn和Zn的浸出率均大于90.0%;Fe的磁选回收率大于85.0%,79.0%Pb和82.5%Ag富集在渣中.  相似文献   

8.
含钴铜转炉渣的工艺矿物学   总被引:10,自引:1,他引:9  
研究了铜转炉渣的化学与矿物学特征,用光学显微镜查明了炉渣各主要渣相为铁橄榄石,磁铁矿和无定形玻璃体,铜主要以冰铜相裹夹于渣相中,铜滴的尺度与渣的冷却历史有关。用X射线衍射谱,扫描电子显微镜,X射线能谱和X射线波谱及化学物相分析,对铜和钴的赋存状态及在各相中的分布进行了表征和量化。结果表明,钴主要以类质同象形式取代铁橄榄石和磁铁矿晶格中部分Fe^2 ,作为氧化物富集其中,二者约占钴总量的95%,渣中钴的提取需要以铁橄榄石和磁铁矿的分解为前提,使钴的氧化的游离出来而酸溶。  相似文献   

9.
研究铅鼓风炉中杂质对银分布的影响。将含有不同Cu、S、As和Sb含量的铅烧结块在管式炉中于1573K下进行烧结,然后随炉冷却。烧结气氛为还原性的CO+CO2气体(p(CO)/p(CO2)=2.45)。采用SEM-EDS对所得样品进行表征。结果表明:烧结样品中含有5种不互溶的相,即炉渣(CaO,FeO,SiO2)、冰铜(S,Cu,Fe)、硬渣(As,Fe,Cu)、Cu-Sb相和铅块。银在Cu与Sb形成的熔体中的溶解度比在液态铅中的高。S与Cu形成冰铜,As与Cu形成硬渣。S和As能减少Cu-Sb合金的生成量,从而降低铅块中银的损失。  相似文献   

10.
基于吉布斯最小自由能原理,建立基于时间离散的倾动炉杂铜精炼过程的动态多元多相平衡热力学模型。在与生产实践相同熔炼温度、风量、氧化及还原时间等操作工艺条件下,模拟计算各周期的各相组分含量。与生产数据相比,氧化造渣期粗铜相中Cu含量(质量分数)的绝对误差为0.050%,相对误差为0.050%;O含量的绝对误差为0.012%,相对误差为2.638%。还原期粗铜相中Cu含量的绝对误差为0.042%,相对误差为0.042%;0含量的绝对误差仅为0.006%,相对误差为4.267%。炉渣相中Cu、Fe含量绝对误差分别为1.052%和0.504%,相对误差分别为2.782%和5.143%。该模型基本能够反映倾动炉杂铜精炼过程中各相杂质的分布情况,可为倾动炉杂铜精炼中杂质分配规律的研究提供理论依据。  相似文献   

11.
本文利用高温沉降实验对FeO-SiO_2-Fe_3O_4-CaO-Al_2O_3-MgO系中不同组分含量以及温度对铜渣、铜锍分离效果的影响进行研究,同时利用热力学计算软件FactSage结合含固相熔渣的黏度、密度计算公式,对不同渣型炉渣的黏度和密度进行计算,进而研究其对渣锍分离效果的影响。结果表明,当炉渣黏度大于0.5Pa·s时,黏度升高对渣锍分离有着十分不利的影响。当炉渣各组分控制在SiO_2/Fe比(w(SiO_2)/w(Fe))0.82%~0.97%、w(CaO)0~6.2%、w(Al_2O_3)2%~7%、w(MgO)0~1.25%和w(Fe_3O_4)0~10%,且沉降温度在1230℃以上时,熔渣具有良好的流动性,其密度也在理想的范围内,沉降后渣中的含铜量低于1%。由沉降后渣的矿相分析表明,难以沉降的铜物相主要为呈点状分布的微米级黄铜矿和少量大粒径的辉铜矿。  相似文献   

12.
硫酸渣复合球团还原焙烧法制备高品位磁铁精矿   总被引:6,自引:0,他引:6  
进行了硫酸渣复合球团还原焙烧-磁选实验。研究结果表明:以铁品位低(TFe45.56%)、铜和硫含量高(Cu0.19%,S1.45%)的某硫酸渣为原料,添加复合添加剂5%,在圆盘造球机上制备复合球团,将生球干燥后进回转窑还原焙烧,往每吨复合球团中喷入煤300kg,在700~800℃还原焙烧20min,将还原焙烧后产物通过两段球磨、四段磁选工艺,可得到铁品位高(总铁含量为66.23%),Cu和S含量低(Cu0.048%,S0.053%)的优质磁铁精矿,其铁回收率达73.32%,铜脱除率达74.73%,硫脱除率达96.34%。实验的关键技术是复合粘结剂促进铁氧化物的还原及铜、硫等杂质的转化,在磁选分离过程中脱除杂质。使用此新工艺,能综合利用硫酸渣中铁资源,扩大钢铁工业原料来源。  相似文献   

13.
还原酸浸法从低品位水钴矿中提取铜和钴   总被引:2,自引:0,他引:2  
以Na2SO3为还原剂从水钴矿还原酸浸液中提取铜和钴,研究了还原剂种类及用量、浸出温度、硫酸浓度等因素对水钴矿还原酸浸过程中有价金属铜和钴浸出率的影响。结果表明,Na2SO3是较适宜的还原剂;在还原剂用量为水钴矿原矿质量的10%、硫酸浓度为3 mol/L、浸出温度为60℃、液固比为2-1、浸出时间为60 min的条件下,铜和钴的浸出率分别达99.06%和98.87%。并提出了"M5640萃铜→黄钠铁矾法除铁→碳酸钠除铝→氟化钠除钙、镁→蒸发结晶得钴产品"的后续分离净化流程,能有望应用于水钴矿及类似物料中有价金属的提取与分离的工业生产。  相似文献   

14.
《铸造技术》2015,(4):881-883
研究了2024和2524铝合金的疲劳裂纹,并分析了合金裂纹的萌生机制。结果表明,2024-T3铝合金中有粗大的Al7Cu2(Fe,Mn)(β相)、小圆形Al2Cu Mg(S相)和Al2Cu(θ相)第二相粒子。2524-T34铝合金中有长方形Al20Cu2Mn3相(弥散相)、粗大的Al7Cu2Fe或Al2Cu2(Fe,Mn)3相(β相),以及圆形Al2Cu相(θ相或θ′相)或Al2Cu Mg相(S相)。2024-T3和2524-T34铝合金的包铝层受滑移带变形的影响而为裂纹萌生提供条件,成为裂纹萌生的主要位置。另外,其裂纹还在不同的第二相粒子处萌生。  相似文献   

15.
利用生物浸出的方法实现废覆铜板分选渣中残留铜的资源化,主要研究Fe2+物质添加量、浸出时间、初始p H和渣投加量(固形物含量)等因素对不同来源废覆铜板渣中铜生物浸出的影响。结果表明:生物浸出铜过程中无需额外再添加Fe2+能源物质且能够短时间内(≤5 h)快速高效浸出不同来源分选残渣中的铜;初始p H和渣投加量对废覆铜板渣中铜浸出产生显著影响。优化结果表明:控制初始p H≤2.2,渣投加量20%~30%,无额外添加酸和Fe2+,两种分选残渣生物浸出5 h后,铜浸出率可达95%以上。  相似文献   

16.
一般资料介绍,熔制铝铁青铜时,铝及铁宜用铝-铜(含Al50%)、铝-铁(含Fe30%)、或铜-铁(含Fe8~10%)中间合金加入,这样增加了制造工序。我厂用直接加铁的方法熔制,工艺简单,合金的质量很好,金属型铸造的试样机械性能如下:  相似文献   

17.
采用相图计算方法对高Zn含量Al-Zn-Mg-Cu系高强铝合金进行相分数以及凝固路径的热力学计算,并采用X射线衍射(XRD)、差示扫描量热法(DSC)和扫描电镜(SEM)方法对Al-9.2Zn-1.7Mg-2.3Cu合金进行组成相分析。结果表明,η(MgZn2)受Zn和Mg含量的影响,在Zn含量分别为9.6%,9.4%,8.8%的Al-xZn-1.7Mg-2.3Cu合金中η(MgZn2)含量分别为10%,9.8%,9.2%,同时通过计算得到了θ(Al2Cu)+η(MgZn2),S(Al2CuMg)+η(MgZn2)和θ(Al2Cu)+S(Al2CuMg)+η(MgZn2)相的Mg合金成分区间。Al-9.2Zn-1.7Mg-2.3Cu-Zr合金依次非平衡地析出Al3Zr、α(Al)、Al13Fe4、η(MgZn2)、α-AlFeSi、Al7Cu2Fe、θ(Al2Cu)、Al5Cu2Mg8Si6和β-AlFeSi。组织分析结果表明,合金主要由α(Al),η(MgZn2),θ(Al2Cu)和Al7Cu2Fe组成,计算结果可以预测合金中存在的主要析出相。  相似文献   

18.
以镍冶炼废渣作为二次资源回收有价金属铁、镍、铜,采用球团深度还原焙烧法,通过X射线衍射(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)和能谱(EDS)分析了不同碱度下铁、镍、铜的回收指标以及还原产物中金属相的微观形貌和存在形式。结果表明,适当提高碱度可促进金属相的还原生长,同时改善金属相在渣相中的形态结构以利于后续分离回收,而碱度过高导致金属相中夹入杂质。确定1.0为适宜碱度,该条件下得到的金属精选粉产率为40.67%,铁、镍、铜的品位分别为90.09%、0.280%、0.247%,相应的回收率分别为91.04%、56.93%、55.80%,可以实现镍渣中铁、镍和铜的富集回收。  相似文献   

19.
进行了从炉渣中提炼铜和镍的试验.研究了反应温度、硫化剂加入量、TFe与SiO2的质量比以及反应时间对炉渣反应过程的影响.结果表明:在反应温度为1300℃、硫化剂加入量为5%(质量分数)、TFe与SiO2的质量比为1.8:1和反应时间为30 min的条件下,从炉渣中提炼铜和镍的效果最好,贫化渣中铜的质量分数降低到了0.2...  相似文献   

20.
对锌浸出渣熔池熔炼碳还原炼铁反应过程进行了热力学分析。结果表明:Zn Fe2O4和KFe3(SO4)2(OH)6受热分解的含铁产物是Fe2O3,Zn Fe2O4在300~1800 K温度范围内不能自发分解,KFe3(SO4)2(OH)6在652.25K即可分解;高pCO/pCO2、低温(但要高于炉渣熔融的温度)有利于熔体中的Fe2O3还原生成液态铁;含硫物相低温分解后的产物有金属硫酸盐K2SO4和Ca SO4,两者热分解脱硫的有利条件均是高温及低硫分压、低氧分压(但氧分压要高于硫酸盐分解生成硫化物的限值),Ca SO4热分解脱硫比K2SO4易于进行。锌浸出渣中碱性氧化物Ca O的存在,一方面可以降低Zn2Si O4碳热还原的起始反应温度,另一方面可以提高炉渣碱度及炉渣中Ca O的活度,降低硫在铁液与炉渣中的分配平衡常数。  相似文献   

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