还原熔炼法从谦比希铜冶炼厂转炉渣中回收钴(英文)

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。     

选择性还原-磁选回收镍渣中的有价金属

采用选择性还原-磁选工艺富集某镍渣中的镍、铜,通过控制还原过程参数实现选择性还原。结果表明：添加熔剂并适当提高渣料的碱度（CaO与SiO2质量比）有助于镍、铜的富集;对碱度0.15、还原温度1200℃、还原时间20 min、内配煤量5%（质量分数）的优化条件下得到的还原样品,通过磨矿-磁选获得镍、铜、铁品位分别为3.25%、1.20%、75.26%的精矿,镍、铜、铁的回收率分别为82.20%、80.00%、42.17%,实现了镍、铜相对于铁的选择性富集;选择性还原-磁选没有显著降低S、P的含量,两者在工艺过程中的行为需要进一步研究。     

镍铜钴分离试验研究

本研究采用还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-磁选从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴等,重点介绍了氨浸液采用LIX984萃取分离镍、铜及钴回收试验结果,研究确定了最佳工艺条件。镍、铜的一次萃取率可达98%以上,钴沉淀率≥97%。     

还原酸浸法从低品位水钴矿中提取铜和钴

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。     

硫化铋精矿还原造锍熔炼一步炼铋

为解决我国当前火法炼铋厂普遍存在低浓度二氧化硫烟气污染、铋回收率低、试剂消耗大等问题,提出一种硫化铋精矿清洁冶金的工艺即硫化铋精矿还原造锍一步熔炼。采用单因素条件实验法考察添加剂用量、熔炼渣型、熔炼温度、反应时间等因素对金属铋直收率和渣含铋的影响,得出最佳熔炼工艺条件为:添加剂碳酸钠用量为精矿用量的20%(质量分数)、m(FeO)/m(SiO_2)=1.0、m(CaO)/m(SiO_2)=0.9、熔炼温度为1300℃、熔炼时间为2h。在此最优条件下,金属铋直收率为85.86%,渣含铋0.11%,固硫率达98.32%。同时,铅、钼、银在粗铋中的直收率分别达81.34%、80.95%、79.11%,说明新工艺的熔炼过程中对有价金属富集较好。     

煤种对高硅酸铁尾矿深度还原回收铁的影响

以含铁14.51%(质量分数)的铁尾矿为研究对象,采用煤基深度还原—磁选方法回收铁,研究并分析了焙烧过程中不同煤还原剂、助熔剂、焙烧温度以及焙烧时间对铁还原的影响规律。结果表明:对于铁尾矿深度还原,固定碳含量高且含有少量挥发份的煤效果较好;以无烟煤为还原剂,CaO为助熔剂,1300℃焙烧180 min,磁选得到铁产品中铁品位90.12%,铁回收率为72.21%。通过X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM)及能谱分析(EDS)分析了磁选铁产品中铁的存在形式,结果表明:铁尾矿深度还原过程中铁矿物大部分被还原成金属铁,仅有少部分矿物是金属铁被氧化的磁铁矿和石英,实现了铁尾矿中铁的还原和富集。     

使用废阴极炭块还原提取铜转炉渣中铜钴的初步研究

研究了用废阴极炭块作为还原剂、铜精矿为硫化剂,还原铜转炉渣提取铜钴的可行性,探索废阴极炭块添加量对铜钴回收率的影响并分析了产物物相。试验结果表明,废阴极炭块作为还原剂用于提取铜转炉渣中铜钴是可行的,当废阴极炭块的加入量为8%～12%时,铜转炉渣中的铜钴被有效还原回收,铜的回收率在95. 52%以上,钴的回收率在91. 40%以上,且废阴极中大量的氟固化在贫化渣中。钴冰铜中主要物相为钴铁合金(Co-Fe)、硫化亚铜(Cu2S)、硫化亚铁(Fe S)、斑铜矿(Cu5Fe S4)和金属铜,贫化渣中的主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和铁尖晶石((Fe0. 865Al0. 135)(Al1. 865Fe0. 135) O4)。     

银锰矿中银的回收新工艺

采用“浮选—磁选—还原浸出—重选脱泥”工艺处理银含量为3.15×10-4的某银锰矿。银的独立矿物用浮选回收;以类质同象分布于锰矿物中的银用磁选富集;将浮选精矿和银锰磁选精矿合并,用焙烧黄铁矿产生的SO2和纤维素还原剂进行还原浸出,锰溶于液相中,银在浸出渣中富集;将浸出渣进行重选脱泥,可得Ag含量为59.6×10-4的银精矿,Ag的总回收率大于90.68%。     

基于FeO-SiO_2-Al_2O_3渣型的废旧铝壳锂离子电池还原熔炼回收有价金属（英文）

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。     

水钴矿中选择性提取铜和钴的新工艺

针对某水钴矿的特点,采取还原酸浸旋流电积新工艺选择性提取其中的铜和钴。系统考察初始硫酸浓度、温度、时间、Na2SO3用量、液固比等因素的影响,确定浸出最佳条件如下:初始硫酸浓度为75g/L,Na2SO3用量为7%,液固比L/S=4 mg/L,温度为70℃,时间为0.5 h。对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探索实验研究,得到纯度分别为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品,铜、钴的直收率分别达到98.23%和94.54%。     

金宝山铂族矿物氧压浸出-浮选联合工艺（英文）

为了生产适合冶炼的铂族精矿,提出一种氧压浸出-浮选联合工艺处理金宝山铂族矿物。结果表明:氧压浸出条件(矿物粒度、搅拌速度、液固比以及木质素磺酸钙用量)对浸出过程中贱金属(铜、铁和镍)浸出率以及浮选工艺中铂族金属(铂和钯)的回收率产生明显影响。浸出过程中贱金属硫化矿物的完全溶解导致铂族金属浮选降低了浮选载体的数量,降低浮选过程中铂族金属回收率。综合考虑贱金属浸出率和铂族金属回收率,确立如下最佳工艺条件:精矿粒度-0.043 mm占有率为73%,搅拌速度为400 r/min,液固比为10 mL/g,木质磺酸钙用量为0.6 g。最佳工艺条件下,铜、镍和铁的浸出率分别为87.6%、87.6%和90.3%。采用浮选工艺处理浸出渣获得浮选精矿铂族金属品位为420 g/t。     

拜耳法赤泥中铁的提取及残渣制备建材

以拜耳法赤泥为原料,经直接还原焙烧-磁选回收铁,磁选残渣用于生产建筑材料。该赤泥中的氧化铁含量27.93%,并以赤（褐）铁矿为主要存在状态。在探讨了焙烧温度、焙烧时间、炭粉及添加剂用量等因素对实验结果影响的基础上,得出较理想的焙烧条件。在该条件下,经磨细磁选后所得精矿中,总铁含量89.05%,金属化率96.98%,回收率81.40%,可用作海绵铁。磁选残渣掺入消石灰经压力成形、蒸汽养护,试件抗压强度可以达到24.10 MPa,可用于生产蒸养砖等建材。残渣在蒸养前后主要矿物组成由霞石转化为钙铝黄长石,热力学分析证明了在实验条件下该反应发生的可能性。     

低硫高硅低品位铜钴混合精矿的处理

遵循经济可行、技术成熟的原则对某低硫高硅低品位复杂铜钴精矿处理方案的选择进行论述;采用硫酸化焙烧-硫酸浸出铜、钴、镍、锌-萃取分离铜-碳酸钙中和除铁-P204萃取除锌-中和沉淀富集钴、镍-钴、镍渣酸浸-氟化铵除钙镁-P204萃取除杂-Cyanex272萃取分离镍、钴的工艺方案,预期可以较好地解决该铜钴矿床的经济开发问题.     

锈蚀法提取预还原红土镍矿中镍和钴

以国外某红土镍矿经氯化离析法预处理后的还原矿为原料,对锈蚀法处理预还原红土镍矿工艺进行研究,系统考察酸料质量比、空气流量、锈蚀温度、锈蚀时间、搅拌速率以及固液比(固体质量与液体体积比,mg/mL)对铁、镍和钴浸出率的影响。结果表明:在酸料质量比0.10,空气流量1 L/min、锈蚀温度80℃、锈蚀时间8 h、搅拌速率300 r/min和固液比1:10的条件下,镍和钴的浸出率分别达到90.9%和80.2%,铁的浸出率仅为9.9%,实现了铁与镍和钴的分离。     

低品位红土镍矿还原-磁选镍铁的实验研究

利用碳还原-磁选工艺回收低品位红土镍矿中的铁和镍。在对矿物成分、物相分析的基础之上,考察还原反应温度、配碳比(C/O)、助熔剂的添加量(Ca O%)和还原时间等因素对Fe、Ni回收的影响,结果表明,还原反应温度1 375℃、配碳比(C/O)0.8、助熔剂的添加量(Ca O%)12%、还原时间300 min的条件下,低品位红土镍矿中镍和铁的回收率分别为99.47%和97.54%,同时尾矿中Ni、Cr含量低于0.04%。     

不锈钢酸洗污泥中Ni的回收实验研究

针对钢厂的不锈钢酸洗污泥,配置红土尾矿,并利用还原-磁选工艺以期回收其中的铁、镍、铬等金属,使得最终产物可以安全排放。主要分析了污泥及红土尾矿成分、物相;考察了还原温度、还原时间、配碳比(C/O)和污泥配入量等因素对Fe、Ni回收的影响。结果表明,反应温度1 350℃,配碳比1.0,污泥配入量为25%条件下镍和铁的收得率分别达到97.86%和96.07%。同时尾矿中Fe的质量分数为4.04%,Ni的质量分数为0.13%,Cr的质量分数为0.08%。     

X射线荧光光谱法测定硬质合金高钴、高镍残次料中钴、镍、铬、铁量

硬质合金生产过程中产生的残次料中钴、镍、铬、铁通常采用《硬质合金化学分析方法 EDTA滴定法测定钴量和镍量》、《钨化学分析方法原子吸收分光光度法测定钴、镍、铁、锰、铜量》、《硬质合金化学分析方法硫酸亚铁铵滴定法测定铬量》等方法,周期长、效率低,在实际操作中存在高钴高镍样品滴定终点难判断问题,如何快速识别分类管理以便回收利用这些残次料对分析检测提出了更高要求。本方法将样品用丙酮脱成型剂后,采用经典的压片制样法,在X射线荧光光谱仪上建立钨钴混合样中钴、镍、铬、铁测定方法,校准曲线在Co质量分数6.00%~20.00%范围内相关系数为0.999,Fe质量分数0.05%~2.0%范围内相关系数为0.999,Ni质量分数7.00%~15.00%范围内相关系数为0.999,Cr质量分数0.5%~1.5%范围内相关系数为0.999,方法相对标准偏差(RSD,n=7)小于6.2%,准确度98.4%~100.7%之间,分析结果同化学方法一致,极大的提高了在线分析速度。     

碳热还原-低碳精炼处理含铜污泥分离富集有价金属

含铜污泥含有铜、锌、镍、锡、铅等多种有价金属,为了回收其中的有价金属,本研究提出了"碳热还原焙烧-低碳氧化还原精炼"创新工艺。首先通过碳热还原焙烧将锌、锡、铅等有价金属挥发入烟气得以回收,在还原温度为1473 K,碳含量为20%,反应时间为60 min的条件下,铅、锡和锌的脱除率分别达到90.77%、95.14%和99.92%。然后通过低碳氧化还原精炼,在氧化温度为1573 K,加入SiO_2量为6%,反应时间为180 min条件下,可得到适用于建筑材料的水淬渣,最后在还原温度为1473 K,碳加入量为8%,反应时间为20 min,将铜、镍富集于阳极铜板中,阳极板中铜含量可达98%以上,符合铜电解的要求。本研究实现有价金属的全回收,较现有的含铜污泥处理工艺,具有流程短,能耗低,有价金属回收率高,经济环保等显著优点。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

固态还原铁捕集法回收铂族金属二次资源

研究固态还原铁捕集法回收铂族金属二次资源。结果表明:在铁精矿与铂族金属二次物料质量比为1.5:1,还原温度1220℃,还原时间6 h,还原剂配比9%,添加剂配比10%的条件下所得产物经湿式磁选,获得含铂族金属铁粉,其中Pt、Pd和Rh含量分别为110.4、27.3和52.1 g/t,Pt、Pd和Rh回收率分别为98.6%、91.7%和97.6%。该过程的机理主要在于固态还原过程中微量铂族金属优先转化为原子态或原子团簇,与新生金属Fe中自由电子键合在一起,同时,新生γ-Fe与Pt,Pd和Rh具有相同的晶体结构和相近的晶胞参数,从而形成合金;铁氧化物还原为Fe,Fe原子通过扩散方式凝聚在一起形成晶核粒子,Fe晶粒不断聚集长大,还原产物通过球磨磁选分离,实现铂族金属的回收。