氧气底吹铜熔炼渣中多组元造渣行为及渣型优化

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。     

造锍熔炼富集含砷难处理金矿中金的研究

在含砷难处理金矿中添加氧化铜造锍熔炼,将金和银富集在铜锍中。通过单因素实验法研究了造锍熔炼过程中主要元素的行为,得到造锍熔炼的最佳条件为:质量比m(CaO)/m(SiO2)=0.5、m(FeO)/m(SiO2)=2.0,物料中铜的总含量为5%,熔炼温度为1300℃,保温时间为60 min,此时金银在铜锍中得到有效富集。金在锍相中的品位为78.3 g/t,回收率可达到99.98%;锍相中铜的回收率为98.64%;渣相中砷和硫含量都很低。物相分析表明铜锍相中的铜和铁主要是以CuFeS2、FeS、Cu2S和Cu存在,对金具有富集作用。     

氧气底吹炼铜多组元造锍行为及组元含量的映射关系

通过分析氧气底吹炼铜过程产生的高品位铜锍中Cu、Fe、S、Si O2等组元含量变化趋势,结合冶金过程原理,研究上述各组元造锍行为及组元含量间的映射关系。结果表明:Cu、Fe、S、Si O2等组元在铜锍中的造锍行为具有相互关联性,其中Cu、Fe、S相互之间的关联性较强,Cu-Fe、Cu-S、Fe-S含量之间线性相关系数R2分别为0.96、0.89、0.79,但Si O2与Cu、Fe、S之间的关联性较弱。构造了Cu、Fe、S组元含量复合映射模型,该复合模型预测精确度高于单因素模型的预测精确度,可为生产过程中高品位铜锍多组元含量的精细调控,及熔炼-吹炼过程热量精确分配提供指导。     

铜复杂资源造锍熔炼过程中MgO对铜锍和二氧化硅饱和铁硅渣相平衡的影响（英文）

采用高温平衡实验及电子探针微区分析方法研究铜复杂资源中MgO对造锍熔炼平衡体系铜锍及熔炼渣成分(FeO_x-SiO₂-MgO)的影响。结果表明，在1300℃、p(SO₂)=10 k Pa熔炼条件下，增加熔炼渣中MgO含量可降低渣中FeO的活度，进而降低渣中氧分压(p(O₂))、减少铜在渣中化学溶解损失量；同时，渣中FeO活度降低可促进铜锍中Fe S氧化进渣，提高铜锍品位。在高硅渣型中，过量MgO易在渣中形成固相夹杂颗粒(Mg₂SiO₄-Fe₂SiO₄)，导致渣黏度升高、增加渣中铜损失。当熔炼温度由1200℃升至1300℃及p(O₂)为10^-6 k Pa时，FeO_x-SiO₂-MgO渣中MgO的最大溶解量由3%增至8%(质量分数)；渣中MgO含量增加时，可通过添加SiO₂熔剂调整渣型、升高熔炼温度，进而降低渣...     

氧气底吹铜熔炼过程多相平衡模拟（英文）

基于氧气底吹工艺特性和最小吉布斯自由能原理,构建了氧气底吹铜熔炼热力学计算模型。模拟结果表明:在给定的稳定生产条件下,铜锍中Cu、Fe和S含量分别是71.08%、7.15%和17.51%,渣中Fe、SiO_2和Cu含量分别是42.17%、25.05%和3.16%。微量元素在底吹熔炼过程中气相、渣相和铜锍相三相间的模拟分配比例为:砷82.69%、11.22%和6.09%;锑16.57%、70.63%和12.80%;铋68.93%、11.30%和19.77%;铅19.70%、24.75%和55.55%;锌17.94%、64.28%和17.79%。将模拟结果和实际生产数据进行验证,结果一致,表明了该多相平衡热力学计算模型具有可靠性,可以指导氧气底吹铜熔炼生产实践,优化工艺操作参数。     

脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论研究

对脆硫铅锑精矿富氧直接熔炼渣型理论进行研究。根据富氧直接熔炼过程炉渣组成特性,选取FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系为研究对象。采用热力学软件Factsage计算并绘制FeO-SiO_2-CaO-ZnO渣系相图,考察CaO与SiO_2质量比、Fe与SiO_2质量比、ZnO含量及温度对该渣系熔化温度及黏度的作用规律,并在此理论基础上进行实验研究。理论研究表明,熔炼过程炉渣中Fe与SiO_2质量比和CaO与SiO_2质量比的增大均会提高炉渣的熔化温度。随着体系温度的升高,炉渣的黏度逐渐减小,1250℃时,炉渣的黏度均小于0.5 Pa·s。实验结果表明:熔炼过程产出合金品位为95.56%,合金直收率达到58.47%,渣中金属含量(Pb与Sb)小于1%(质量分数)。熔炼产物工艺矿物学研究发现,合金中主要物相为金属Pb、金属Sb以及少量Cu_2Sb、FeSb_2金属间化合物,炉渣主要由钙铁橄榄石、铁橄榄石组成,原料中锌主要以氧化锌形式进入渣相。     

复杂金精矿铁锍酸溶渣控电位氯化浸出富集贵金属金

以复杂难处理金精矿火法造锍捕金所得铁锍合金的硫酸浸出渣为原料,采用控电位氯化浸出工艺分离酸溶渣中的Cu、As、Sb等主要杂质元素,贵金属Au单向富集得到高品位金泥,Au泥经过硫酸化焙烧脱硫进一步富集贵金属金。结果表明:双电极体系控电位氯化浸出优化条件为[H~+]5mol/L、浸出电位380m V、液固质量比5:1、温度85℃和搅拌浸出2 h,所得渣率为28.2%,浸出渣中Cu、As、Sb含量分别降到0.18%、0.095%、0.084%,浸出率分别达到99.6%、99.8%、99.8%,浸出渣主要成分Si和S的含量分别为29.39%和22.72%,Au品位富集到2.609%;浸出渣硫酸化焙烧脱硫的烧成率为66.5%,S含量降至0.87%,脱硫率为96.2%,焙砂的主要物相为SiO_2和单质金,Au品位富集到3.937%。复杂金精矿铁锍合金酸溶渣通过控电位氯化浸出除杂—焙烧脱硫可将贵金属金有效富集。     

铜渣组分含量对渣锍高温沉降分离效果的影响

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。     

砷铅高杂铜锍富氧强化吹炼机理研究及工艺优化

砷铜锍(Cu₃As)、铅铜锍(Cu₂S、PbS)是粗铅精炼除铜渣熔炼副产物,属于毒性危险废物。本文提出富氧底吹强化吹炼法处理砷铜锍、铅铜锍,富集回收Cu和分离脱除Pb、As。通过热力学计算,阐明了Cu、Pb、As吹炼反应机理及元素物相演变规律,确定吹炼优化条件,并开展工业生产。结果表明：1250℃下,砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼经氧化、还原两阶段产出粗铜、吹炼渣及烟气。粗铜中Cu、As含量(质量分数)分别为93.94%、3.85%;原料中60.42%Cu富集至粗铜,27.43%Cu损失于吹炼渣;Pb在吹炼渣、烟气的分配率分别达到82.77%、17.22%;As在烟气和吹炼渣的分配率达89.46%。砷铜锍、铅铜锍富氧底吹强化吹炼实现了Cu向粗铜中定向富集,并将Pb、As脱除至吹炼渣和烟气,可用于含砷复杂资源高效处理。     

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。     

镍冶炼渣中CaO-SiO_2-FeO-MgO系炉渣热力学与物相平衡研究

硫化镍闪速熔炼终渣中铁主要以含镁橄榄石型硅酸盐为主,致使其后续资源利用中提取困难。本研究从提铁角度出发,通过适当调整熔炼初始渣系组分,利用Fact Sage热力学软件计算了FeO-SiO_2-CaO-MgO渣系在特定温度下的热力学条件、相平衡及物相组成,并用实验验证,以期找到最有利于后续还原提铁的渣组成。结果表明,在500~1 400℃间,该渣系主要存在物相以橄榄石以及钙镁硅酸盐为主,并伴有少量Fe_3O_4、MgO(方镁石)和Ca_3MgSi_2O_8。渣中CaO及Fe/SiO_2比增加,MgO含量降低(13%降为7%),均会降低渣系熔点。随着CaO含量从5%增加到20%,体系中铁镁橄榄石和铁橄榄石物相含量降低显著,FeMgSiO_4相对含量从34%降低到6%左右,Fe2SiO_4相对含量从39%降低到小于6%。该渣组分非常有利于渣后期还原提铁。     

低品位铅铋物料熔池熔炼中元素的分配行为

低品位复杂物料中杂质元素含量高,其分配行为对熔炼工艺条件及产品质量具有很大影响。针对低品位铅铋物料氧化熔炼及其氧化渣还原熔炼两段工艺开展研究,考察了各因素对元素分配行为的影响。结果表明:氧化熔炼最佳工艺条件为:通氧量200 L/kg,铁硅质量比1.3,钙硅比0.4。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑在渣中分配比例分别为47.05%、7.37%、10.93%、55.12%、55.86%和47.59%。还原熔炼最佳工艺条件为:铁硅质量比1.2,钙硅质量比0.8,还原剂用量为理论量的1.3倍,还原时间60 min。在此工艺条件下,铅、铋、铜、锌、砷和锑直收率分别为93.34%、99.60%、49.58%、84.38%、49.31%和87.26%。     

铅富氧侧吹氧化熔池熔炼相平衡计算模型

基于多相平衡原理,采用化学平衡常数法,建立铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程多相平衡模型和仿真系统。在原料组成、氧料比、冷却水量与进出水温差、富氧浓度等典型生产工况条件下,模拟计算平衡产物组成和关键技术指标。计算结果表明:与生产实测值相比,除富铅渣中微量元素外,一次粗铅、富铅渣和烟尘中Pb、Zn、S、Cu、As、Sb、Bi、Cd、Au、Ag质量分数计算值的相对误差均低于10%;渣中铁硅比(R_(CaO/SiO_2))和钙硅比(R_(CaO/SiO_2))、烟尘率、一次铅收率、富铅渣温度等关键技术指标的误差均小于8%。因此,所构建模型和计算系统能较好地反映铅富氧侧吹氧化熔池熔炼过程实际生产情况,具有精准预测该熔炼过程和优化工艺参数的潜力,可有效指导铅富氧侧吹氧化熔池熔炼的生产实践。     

铜冰铜—炉渣间界面张力的研究

用X射线照相座滴法测量了Cu-Fe-S系冰铜与FeO-CaO-SiO_2-MgO系炉渣之间的界面张力。实验结果的相对误差为5-9％。讨论了1200℃下炉渣中FeO/SiO_2的重量比值、渣中CaO,Fe_3O_4,ZnO及CaF_2含量对渣-锍界面张力的影响,考察了冰铜品位、温度与渣-锍界面张力间的关系。计算了渣-锍系的浮游系数和膜系数,对O,Fe由渣相向冰铜相的传输机理作了探讨。     

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。     

基于数值模拟的闪速连续炼铜炉型结构研究

分析4种闪速连续炼铜炉型的本质特性,提出将闪速连续炼铜过程视为由相对独立的闪速造锍熔炼过程和连续吹炼造铜过程构成,分别建立闪速造锍熔炼多相平衡数学模型和连续吹炼造铜局域平衡数学模型,并通过中间物料的传递将两模型有机结合,从而构建完整的闪速连续炼铜过程热力学模型。运用此模型,考察炉型结构对闪速连续炼铜过程的粗铜生成条件、Fe3O4行为、铜在渣中损失以及铜直收率等因素的影响。结果表明：相对于其他3种炉型,甩渣吹炼双烟道D型炉是比较理想的连续炼铜炉体;对于闪速连续炼铜,造锍熔炼段和铜锍吹炼段宜在相对独立的分区进行,各自炉渣和烟气也应分开排出炉体。     

含铜污泥还原熔炼过程金银捕集分布规律研究

含铜污泥还原熔炼过程产出金属铜相(Cu)和锍相(冰铜，mt)，铜、镍、金和银在两相中均有分布，统计了约100批次熔炼产品，分析其分布规律。结果表明，金、银在铜相中的分布系数(βAu Cu、βAg Cu)与铜在铜相中的分布系数βCu Cu呈正相关，说明铜相对金、银的捕集能力比锍强，且对金的捕集能力强于银；银分配系数LAg与铜、镍在铜相中的分布系数(βCu Cu、βNi Cu)呈正相关，金、银分配系数(LAu、LAg)与锍相中镍含量([Ni]mt)均呈弱负相关，说明锍相对银的捕集能力强于金。     

铜闪速吹炼过程多相平衡热力学分析

基于最小自由能原理,建立铜闪速吹炼过程多相平衡数学模型,考察粗铜含硫(CSCu)、渣中钙铁比(RCaFe)、富氧浓度(COxy)和温度(T)对平衡产物各相主元素与组分含量的影响。结果表明:对一定投入量和一定成分的铜锍,提高CSCu可增加粗铜产能,但Cu品位降低,可减少渣量,渣含Fe_3O_4降低,渣流动性变好;随着RCaFe增加,粗铜量减小,渣量和熔剂量增加,渣含FeO和Fe_3O_4降低,渣含Cu升高;COxy增加,除对粗铜含氧、富氧和烟气量产生一定影响外,对其他组分含量影响不大;T增加,会影响粗铜含氧、粗铜和炉渣量,还可降低渣含铜。     

CaO-SiO_2-BaO-CaF_2四元渣去除熔硅中的硼杂质（英文）

为提高硼的去除率,研究了电磁感应精炼过程中硼杂质在CaO-SiO_2-BaO-CaF_2四元渣和熔硅之间的分配系数LB,讨论了四元渣系中CaO/SiO_2质量比、BaO和CaF_2含量、熔炼时间对LB的影响规律。结果表明:随着CaO-SiO_2渣中BaO和CaF_2含量的增大,LB值增大。当CaO/SiO_2质量比为1.1:1、BaO和CaF_2含量分别为15%和20%时,CaO-SiO_2-BaO-CaF_2四元渣去除熔硅中硼杂质效果最好,LB达到最大值6.94,并且LB随着熔炼时间的延长而增大。经过两次造渣后,熔硅中硼含量由3.5×10~(-5)降到3.7×10~(-6),硼的去除率达到89.4%。     

高铅渣液态还原过程中有价金属分布

以铅精矿氧化熔炼产生的高铅渣为原料,通过静态实验研究其熔池熔炼还原过程。使用X射线衍射(XRD)和等离子体发射光谱(ICP)对反应原料及产物进行分析,探讨铁硅比、钙硅比、还原煤用量、还原温度、还原时间等对有价金属元素(Pb、Cu、Zn)在高铅渣还原产物中分布的影响。结果表明:静态实验中的Pb、Cu主要进入金属相,而Zn则基本进入还原渣中。最有利于有价金属综合回收的工艺条件如下:铁硅比1.25,钙硅比0.8,还原时间为60 min,还原温度为1200℃,还原剂的用量为理论量的1.3倍。