高铋铅阳极泥碱性氧化浸出渣熔炼-电解提铋研究

何云龙; 徐瑞东; 何世伟; 朱云; 沈庆峰; 陈汉森; 李阔

doi:10.13264/j.cnki.ysjskx.2019.01.007

高铋铅阳极泥碱性氧化浸出渣熔炼-电解提铋研究

何云龙^a,
徐瑞东^{a, b, ,},
何世伟^a,
朱云^a,
沈庆峰^a,
陈汉森^a,
李阔^a

a.
昆明理工大学冶金与能源工程学院，昆明 650093
b.
昆明理工大学省部共建复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室，昆明 650093

基金项目:

国家自然科学基金资助项目 51564031

校企合作项目 0201352042

复杂有色金属资源清洁利用国家重点实验室自主研究课题 CNMRCUTS1707

详细信息

通讯作者:
徐瑞东（1975-），男, 教授, 博导，主要从事湿法冶金方面的研究，E-mail:rdxupaper@aliyun.com

中图分类号: TF817
计量
- 文章访问数: 144
- HTML全文浏览量: 21
- PDF下载量: 11
出版历程
- 收稿日期: 2018-11-26
- 发布日期: 2019-02-27
- 刊出日期: 2019-01-31

Research on bismuth extraction from alkaline oxidative leaching residues of bismuth-rich lead anode slime by casting and electrolysis

a.
Faculty of Metallurgical and Energy Engineering, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China
b.
State Key Laboratory of Complex Nonferrous Metal Resources Clean Utilization, Kunming University of Science and Technology, Kunming 650093, China

摘要

摘要: 以高铋铅阳极泥碱性氧化浸出渣为原料，采用碳热还原熔炼-电解工艺提取铋，同时富集金银.热力学分析表明金属碳热还原的初始温度由低到高依次为：铜、铋、铅、锑、锡；铋氧化物在800 ℃以上可获得足够大的还原热力学推动力.熔炼粗铋合金的最佳温度为800 ℃，碳用量为浸出渣质量的5 %，四硼酸钠用量为浸出渣质量的15 %，熔炼时间为1.5 h.在此条件下，粗铋合金中铋、金、银的平均含量分别为84.29 %，39.62 g/t和6 519 g/t，相比于铅阳极泥原料，金银分别被富集1.8倍.采用公斤级粗铋合金板为阳极，在BiCl₃-NaCl-HCl体系中分别电解24 h、48 h、72 h、112 h，阴极产物中铋平均含量＞98 %，电流效率＞96 %，铋电解阳极泥中金、银平均含量分别为222.94 g/t，34 287.6 g/t，相比铅阳极泥原料，金银平均被富集到9.54倍和10.13倍.
- 高铋铅阳极泥 /
- 浸出渣 /
- 铋电解 /
- 金银富集
Abstract: Alkaline oxidative leaching residues of bismuth-rich lead anode slime were adopted to extract bismuth and enrich gold and silver by using carbothermal reduction casting and electrolysis process. Thermodynamics analysis indicates that the initial carbothermal reduction temperature of metal oxides from low to high are Cu, Bi, Pb, Sb, Sn. Bismuth oxides can obtain enough reduction thermodynamic driving force when the temperature excesses 800 ℃. The optimum technical conditions are as follows: temperature, 800 ℃; carbon addition, 5 % of the mass of leaching residue; Na₂B₄O₇ addition, 15 % of the mass of the leaching residue; time duration, 1.5 h. Under such conditions the average contents of bismuth, gold and silver were 84.29 %, 39.62 g/t and 6519 g/t, respectively. Compared with the raw lead anode slime, the content of gold and silver were enriched 1.8 times respectively. Kilogram-scale crude bismuth alloys were electrolyzed in HCl-NaCl-BiCl₃ system as anodic plates for 24 h, 48 h, 72 h, 112 h. The results indicated that the content of bismuth in the cathodal products exceeded 98 %, the current efficiency, 96 %, and the average content of gold and silver content were 222.94 g/t, 34287.6 g/t, respectively. Compared with the raw lead anode slime, the content of gold and silver were enriched 9.54 times and 10.13 times, respectively.
- bismuth-rich lead anode slime /
- leaching residues /
- bismuth electrolysis /
- enrichment of gold and silver

HTML全文

炼钢渣系是以石灰为主的CaO-FeO-SiO₂渣系,该渣系具有熔点高、石灰溶解速率低的缺点,是限制其高效冶炼的关键因素^[1-2]。为降低入转炉的磷负荷,缩短冶炼周期,工业上采用铁水预处理操作将脱磷工序提前,此时预处理温度较低,具有较好的脱磷热力学条件。但是,此时渣流动性差,动力学条件不佳,需要合适的助熔剂快速化渣,而现有的含氟熔剂污染环境,因此,新型无氟熔剂的开发势在必行^[3-4]。有研究发现含有Na₂O、A1₂O₃、TiO₂组元的赤泥基熔剂对传统的炼钢渣系具有显著的助熔作用,然而其对石灰溶解的影响机理依然不清楚^[5-11]。

SHIRO等^[12]在研究石灰溶解的影响因素时发现,Al₂O₃的存在使得CaO-Al₂O₃-Fe_xO_y通量促进了石灰的溶解,它可以作为CaO-CaF₂-Fe_xO_y通量的替代品。MUKAWA等^[13-14]分别确定了Na₂O-CaO和CaO-Al₂O₃通量的最佳Na₂O和Al₂O₃含量。SHIMODA等^[15]提出,CaO-Al₂O₃-TiO₂通量由于其低熔点和黏度,显著促进了熔融铁的脱硫。此外,LEE等^[16]开发了一种涂覆二钙铁氧体（2CaO·FeO）的新型生石灰（氧化钙）,其具有较高的抗水化性能,可快速溶解于BOF和EAF炼钢渣中。HAMANO等^[17]发现,CaF₂和CaCl₂的加入导致矿渣中石灰的溶解率较高^[18-20]。

因此,本文研究了Al₂O₃/TiO₂/Na₂O对石灰在炼钢渣系中溶解速率的影响并探究其机理,为赤泥基化渣剂在炼钢中的规模化应用提供理论支撑。

1 实验部分

1.1 实验原料及设备

本研究使用的炉渣由分析纯试剂合成。实验中将Na₂O和P₂O₅分别替换为无水硅酸钠和磷酸钙。所用实验原料化学成分见表1。试样0为空白炉渣CaO- SiO₂-FeO-MgO-P₂O₅；样品A、T和N分别由含10% Al₂O₃、TiO₂和Na₂O的炉渣组成；样品AT为含5% Al₂O₃和5%TiO₂的炉渣；样品AN为含5% Al₂O₃和5% Na₂O的炉渣。样品ATN为含10% Al₂O₃、TiO₂和Na₂O的混合物Al₂O₃∶TiO₂∶Na₂O = 15∶4∶3（该比值代表某厂添加赤泥后的炉渣成分）。由于石灰溶解主要发生在转炉炼钢前期,所有炉渣初始二元碱度均设为1。

表 1 实验原料化学成分

Table 1. Experimental raw materials

样品编号	CaO	SiO₂	FeO	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O	MgO	P₂O₅
0	36	36	20	0	0	0	5	3
A1	31	31	20	10	0	0	5	3
T1	31	31	20	0	10	0	5	3
N1	31	31	20	0	0	10	5	3
ATN	31	31	20	6.8	1.8	1.4	5	3
AT	31	31	20	5	5	0	5	3
AN	31	31	20	5	0	5	5	3

下载: 导出CSV

| 显示表格

为制得实验需要的活性石灰圆柱试样,采用12 g分析纯CaO（国药）作原料。首先破碎成粉,再用水和有机黏结剂粘结,通过压样机压制成带内孔的石灰圆柱（d_外=20 mm,d_内=7 mm,h=20 mm,P=30 MPa）,然后在电阻炉内1 200 ℃温度下干燥120 min,得到活性石灰柱,其密度在1.46~1.50 g/cm³之间。干燥后的石灰柱的尺寸为：d_外= （20 ± 1） mm,d_内= （7 ± 1） mm,h= （20 ± 1） mm。

石灰柱的顶面及底面均有垫有钼垫圈。采用图1所示的旋转圆盘装置进行溶出实验。本实验采用立式硅钼炉作为加热装置,实验前对热电偶进行了标定。本实验采用的保护气体为高纯氩气。

图 1 溶出实验设备图示

Figure 1. Experimental Equipment

下载: 全尺寸图片幻灯片

首先将170 g渣样放入氧化镁坩埚（d_内=60 mm,d_外=70 mm,h=100 mm）中。根据图2中的温度曲线,利用管式炉将炉渣加热至1 400 ℃。待渣样熔化并保持温度恒定在目标值后,将石灰柱缓慢放入渣中。立即启动电机,转速为150 r/min。根据石灰柱完全溶解所需的时间,每组实验分别进行4次,即3、5、10 min和15（20） min,对于20 min完全溶解的实验,采用15 min时得到的数据。

图 2 管式炉温度曲线

Figure 2. Temperature curve of tube furnace

下载: 全尺寸图片幻灯片

实验结束后,立即将石灰柱从渣中抬出,并将黏附在表面的渣高速旋转甩落。此后,将试样从炉口取出,在高温下用数显游标卡尺直接测量不同部位的直径。采用水平平板拍照,以直径平均值计算试样直径减小值。并取终渣样品进行X射线荧光分析,计算渣中石灰溶出量。石灰溶解后,将石灰柱装入环氧树脂中抛光。然后对其进行喷金处理,采用扫描电镜（SEM）观察石灰/矿渣界面,并采用能谱仪（EDS）进行化学分析。

1.2 石灰溶解速率的计算方法

在石灰柱上下两侧放置钼垫圈,防止石灰柱与矿渣接触,溶解物质集中在侧面。石灰溶解率（X）的定义为：

X = (1 - \frac{r_{c}}{r_{0}})

(1)

式（1）中：r₀和r_c分别为石灰柱的初始半径和剩余半径。

通过实验中石灰柱的单位时间半径的变化测定石灰在渣中的溶解速率,溶解速率为：

v_{r}^{} = - \frac{1}{S} \frac{d V}{d t} = - \frac{d r}{d t}

(2)

式（2）中：v_r为石灰的溶解速度的数值,单位m/ s ;V为石灰圆柱的体积的数值,单位m³ ; S为石灰圆柱的侧面积的数值,单位m² ; r 为石灰圆柱的半径的数值,单位m 。

2 结果与讨论

2.1 Al₂O₃/TiO₂/Na₂O对石灰溶解速率的影响

图3所示为添加不同炉渣对石灰溶解的影响。结果表明,Al₂O₃、TiO₂和Na₂O的加入促进了石灰的溶解。石灰在样品N（在5 min内观察到50%的石灰溶解,在10 min内达到90%的溶解）中溶解最快。样品T在15 min后溶解100%的石灰,比样品A溶解石灰更快。不含添加剂的样品0对石灰的溶解速率最慢,20 min时仅有52%的石灰柱溶解。添加5% Na₂O的AN样品中石灰的溶出明显快于AT样品。此外,样品ATN中石灰的溶解速度快于样品AN和AT。

图 3 不同矿渣样品中石灰的溶解率

Figure 3. Dissolution rate of lime in different slag samples

下载: 全尺寸图片幻灯片

图3表明,除含Na₂O的样品N、AN和ATN外,石灰在其他样品中的溶解过程可分为2个不同阶段：5 min前缓慢溶解和5 min后快速溶解。石灰在渣样中溶解5、10 min的溶出率如图4所示。第一阶段由于附近的炉渣与石灰柱接触后冷却,降低了其流动性,导致石灰缓慢溶解。对于含Na₂O的样品,没有观察到明显的第一阶段,是因为这些样品可以显著降低熔渣的熔点。第二阶段发生在前5 min之后,石灰溶解速率随着时间的延长呈线性变化。

图 4 反应5 min和10 min后矿渣中石灰的溶解率

Figure 4. Dissolution rate of lime in slag after reaction with 5 and 10 minutes

下载: 全尺寸图片幻灯片

根据表2中第二溶解阶段的线性拟合计算了石灰的溶解速率,拟合度R²均在0.9以上。

表 2 石灰溶解率

Table 2. Lime dissolution rate

样品	0	A	T	N	ATN	AN	AT
第二溶解阶段 $v_{r}$	2.77	3.93	7.69	9.75	8.08	6.65	5.83

下载: 导出CSV

| 显示表格

为了定量评价添加Al₂O₃/TiO₂/Na₂O对CaO-SiO₂-FeO-MgO-P₂O₅熔渣中石灰溶解的促进效果。定义A为促进系数,即单位Al₂O₃/TiO₂/Na₂O含量对原渣系中石灰溶出率的促进作用。计算公式如式（3）所示：

A = \frac{v_{r} - v_{0}}{X}

(3)

式（3）中： $v$ ₀和 $v_{r}$ 分别为添加Al₂O₃/TiO₂/Na₂O前后石灰的溶出速率；X为添加Al₂O₃/TiO₂/Na₂O的质量百分比。

从表3列出的促进系数来看,Na₂O对炉渣中石灰溶解的促进作用大于Al₂O₃。因此,仅添加少量的Na₂O即可大幅提高石灰的溶出量,得到的促进系数取值可用于实际生产。

表 3 不同添加剂对石灰溶解速率的促进系数

Table 3. Promotion coefficients of different additives on lime dissolution rate

添加剂	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O
促进系数（A）	1.162 × 10^-6	4.917 × 10^-6	6.98 × 10^-6

下载: 导出CSV

| 显示表格

2.2 Al₂O₃/TiO₂/Na₂O对石灰溶解过程中微观结构的影响

图5（a）—图5（e）分别为试样0、A、T、N、ATN在石灰中溶解10 min后,石灰-矿渣界面微观形貌和物相组成的SEM像。基于SEM分析,在石灰溶解过程中,除了第1相初始渣和第5相石灰外,界面附近新生成了4种类型的相：第1相为初始渣；第2相（C2S）为含有Ca₂SiO₄等硅酸盐相；第3相（MF）为边界层,Fe、Mg含量较高；第4相（CF）为侵入性矿渣,是侵入石灰孔隙的矿渣,是由铁酸钙等化合物组成的高铁相；第5相为残余固体石灰；第6相为含Ti相,含有CaTiO₃和CaSiTiO₅等化合物。

图 5 含渣石灰样品的组织和相组成：（a）样品0 ;（b）样品A; （c）样品T; （d）样品N; （e）样品ATN

Figure 5. Structure and phase composition of slag containing lime sample: （a） Sample 0；（b） Sample A；（c） Sample T；（d） Sample N；（e） Sample ATN

下载: 全尺寸图片幻灯片

图6所示为Factsage软件7.0计算的石灰溶解过程中的理论生成的物相。样本0包含相（1）—相（5）。从图5（b）可以看出,加入样品A渣后没有新相生成,观察到边界上没有MF相。这与Factsage软件（图6（b））的预测一致。由于结构和溶解速率变化的综合作用,Al主要存在于熔渣和MF边界层中。.

图 6 用FactSage 7.0计算的石灰溶解的理论阶段：（a）样品0；（b）样品A；（c）样品T；（d）样品N；（e）样品ATN

Figure 6. Theoretical stage of lime dissolution using FactSage 7.0: （a） Sample 0; （b） Sample A; （c） Sample T; （d） Sample N; （e） Sample ATN

下载: 全尺寸图片幻灯片

图5（c）表明,添加10% TiO₂后,样品T中形成了包含CaTiO₃和CaSiTiO₅相的物相。随着溶解速率的变化,含Ti相消耗了渣边界附近的C2S层和CaO,加速了传质,加快了第一阶段C2S层在石灰溶解中的突破速率和溶解速率。TANG等^[21]在FeO_x-SiO₂-V₂O₃-TiO₂渣系中也报道了渣中含Ti相,如CaTiO₃和CaSiTiO₅。与样品A中的Al不同,样品T的边界层或石灰间隙中没有检测到Ti。

图5（d）所示为样品N的显微结构和物相组成的SEM像,与样品0相比,C2S层没有出现在渣-石灰界面处,说明10% Na₂O的加入阻碍了C2S层的形成,提高了CaO在石灰柱中的传质系数（k）。这也解释了在样品N和AN中没有观察到石灰溶解第一阶段的原因。

图5（e）给出了加入10% ATN后炉渣的物相变化和石灰的溶解情况,没有观察到明显的新相。

2.3 Al₂O₃/TiO₂/Na₂O对石灰溶解机理的影响

如图7所示为传统转炉渣中石灰的溶解过程,包括3个基本步骤：①在渣与石灰的界面,石灰从固相分解为液相的反应。②石灰通过反应产物层(C2S层）。③石灰通过边界层扩散到矿渣中。而加入赤泥基化渣剂后C2S层消失,因此石灰溶解减少为2个步骤：①在渣与石灰的界面,石灰从固相分解为液相的反应。②石灰通过边界层扩散到矿渣中。

图 7 石灰溶解过程示意

Figure 7. Schematic diagram of lime dissolution process

下载: 全尺寸图片幻灯片

因此改变CaO加入量后对石灰溶解速率的影响主要从步骤①和步骤②考虑。石灰从固相到液相的相变过程存在式（4）—式（6）反应。

CaO（s）

\to

CaO（l）

(4)

K=C（CaO（l））/C（CaO（s））

(5)

lnK=ln（C（CaO（l））-C（CaO（s））=ln（Δω（CaO））

(6)

C（CaO（s））为分解的CaO表面与熔渣界面处CaO的体积浓度,可由液相线与连接熔渣成分点和CaO顶点的直线的交点确定；C（CaO（l））为熔渣中（CaO）的体积浓度。计算得到Δω（CaO）=C（CaO（l））- C（CaO（s）。

图8和图9所示分别为使用Factsage计算的CaO添加量对熔渣黏度和Δω（CaO）的影响。Δω（CaO）大小对应着步骤①反应的快慢,当添加10% Al₂O₃时,熔渣黏度从1.208 dPa·s增加到2.325 dPa·s,使得CaO在熔渣中的扩散变慢,降低石灰溶解速率；而另一方面,Δω（CaO）也同样增加,使得在边界层上的石灰分解反应加快,步骤①和步骤②的一增一减最终导致石灰溶解速率仅略有增加。

图 8 Al₂O₃/TiO₂/Na₂O和ATN对赤泥基化渣剂黏度的影响

Figure 8. Effect of Al₂O₃/TiO₂/Na₂O and ATN on the viscosity of red mud-based slagging agent

下载: 全尺寸图片幻灯片

图 9 Al₂O₃/TiO₂/Na₂O和ATN对赤泥基化渣剂Δω（CaO）的影响

Figure 9. Effect of Al₂O₃/TiO₂/Na₂O and ATN on red mud-based slag agent Δω （CaO）

下载: 全尺寸图片幻灯片

当添加10% TiO₂时,熔渣黏度从1.208 dPa·s降低到0.683 5 dPa·s,使得CaO在熔渣中的扩散加速,促进了石灰溶解速率；而另一方面,Δω（CaO）也同样增加,使得在边界层上的石灰分解反应加快,导致石灰溶解速率明显加快。

当添加10% Na₂O,熔渣黏度从1.208 dPa·s降低到0.758 dPa·s,使得CaO在熔渣中的扩散加速,石灰加快溶解；而另一方面,Δω（CaO）也同样增加,使得在边界层上的石灰分解反应加快,2个步骤均加速,导致石灰溶解速率明显加快。

当添加10% ATN时,熔渣黏度从1.208 dPa·s略微增加到1.44 dPa·s,对CaO在熔渣中的扩散影响较小；而另一方面,Δω（CaO）明显增加,使得在边界层上的石灰溶解反应加快,最终导致石灰溶解速率明显加快。

其中Na₂O对加速石灰溶解有促进作用,但过高的Na₂O含量会造成耐火材料的腐蚀,对转炉的连续运行产生不利影响。目前,使用赤泥作为熔剂后渣中Na₂O含量低于1.5%,因此使用有限的赤泥不会加剧耐火材料的侵蚀^[22]。

3 结论

1）在CaO-SiO₂-FeO-MgO-P₂O₅当矿渣中加入10% Al₂O₃/TiO₂/Na₂O时, Al₂O₃、TiO₂、Na₂O在强制对流下对石灰的溶解均有促进作用。添加剂对矿渣的影响由小到大为：Al₂O₃<TiO₂<Na₂O,促进系数分别为1.162×10^-6、4.917×10^-6、6.98×10^-6 cm/s。

2）Al₂O₃的添加一方面使得CaO在熔渣中的扩散变慢,另一方面使得边界层上的石灰分解反应加快,最终导致石灰溶解速率略有增加。TiO₂和Na₂O的添加使得CaO在熔渣中的扩散和边界层上的石灰分解反应均加快,导致石灰溶解速率明显加快。

3）当Al₂O₃、TiO₂、Na₂O按照不同比例组成时,得到的ATN赤泥基熔剂一方面对CaO在熔渣中的扩散影响较小,另一方面大幅加快了边界层上的石灰分解反应,能获得较快的石灰溶解速率,该熔剂可以作为炼钢熔剂。

图 1 粗铋阳极电解示意

Fig 1. Sketch map of electrolysis experiment for crude anodes

下载: 全尺寸图片幻灯片

图 2 浸出渣中主要金属元素与氧气反应的ΔG^θ-T关系

Fig 2. ΔG^θ-T digram of different reactions between metal in leaching residues and oxygen

下载: 全尺寸图片幻灯片

图 3 还原温度、熔炼时间、四硼酸钠及碳用量对铋回收率的影响

Fig 3. Effects of reduction temperature, reduction time, Na₂B₄O₇ addition and carbon powder addition on the recovery ratio of bismuth

下载: 全尺寸图片幻灯片

图 4 公斤级实验用1^#，2^#粗铋合金板实物

Fig 4. Physical photos of 1^# and 2^# anode plates for magnify experiments

下载: 全尺寸图片幻灯片

图 5 阴极铋的XRD图谱

Fig 5. XRD spectrums of the cathode bismuth

下载: 全尺寸图片幻灯片

表 1 高铋铅阳极泥的组成/（质量分数，%）

Table 1 Compositions of bismuth-rich lead anode slimes /(massfraction, %)

下载: 导出CSV

表 2 高铋铅阳极泥碱性氧化浸出渣成分/（质量分数，%）

Table 2 Contents of alkaline oxidative leaching residues of lead anode slime /(massfraction, %)

下载: 导出CSV

表 3 不同金属与氧气反应的ΔG^θ-T关系

Table 3 ΔG^θ-T formula of different reactions between metal and oxygen

下载: 导出CSV

表 4 还原温度、熔炼时间、四硼酸钠及碳用量对铋回收率影响的实验条件

Table 4 Experimental condition for the effects of reduction temperature, reduction time, Na₂B₄O₇ addition and carbon powder addition on the recovery ratio of bismuth

下载: 导出CSV

表 5 较优条件下还原熔炼的粗铋合金板成分/%

Table 5 Content of the anode plates obtained by optimum reductive melting cast /%

下载: 导出CSV

表 6 粗铋合金板中金银含量与原料金银含量对比

Table 6 Comparation of glod and sliver content inanode plates and raw material

下载: 导出CSV

表 7 1^#、2^#阳极板不同电解时间后的技术指标

Table 7 Electrolytic technical indicators of 1^#、2^# anode plates after electrolysis for different time

下载: 导出CSV

表 8 1^#、2^#阳极板不同电解时间下的阴极铋成分/%

Table 8 Cathode bismuth composition of 1^#、2^# anode plates after electrolysis for different time /%

下载: 导出CSV

表 9 1^#、2^#阳极板不同电解时间后的阳极泥成分/%

Table 9 Anode slime composition of 1^#、2^# anode plates after electrolysis for different time /%

下载: 导出CSV

表 10 1^#、2^#阳极板阳极泥中金银含量与原料金银含量对比

Table 10 Comparation of the glod and sliver content in anode slime of 1^#、2^# anode plates and raw material

下载: 导出CSV

参考文献(23)

[1]	HAVUZ T, DÖNMEZ B, ÇELIK C. Optimization of removal of lead from bearing-lead anode slime[J]. Journal of Industrial & Engineering Chemistry, 2010, 16(3):355-358. http://www.sciencedirect.com/science/article/pii/S1226086X10000389
[2]	FERNÁNDEZ M A, SEGARRA M, ESPIELL F. Selective leaching of arsenic and antimony contained in the anode slimes from copper refining[J]. Hydrometallurgy, 1996, 41(2/3):255-267. doi: 10.1016-0304-386X(95)00061-K/
[3]	HAN J, LIANG C, LIU W, et al. Pretreatment of tin anode slime using alkaline pressure oxidative leaching[J]. Separation and Purification Technology, 2017, 174(1): 389-395. http://www.sciencedirect.com/science/article/pii/S1383586616309996
[4]	LUDVIGSSON B, LARSSON S. Anode slimes treatment: the boliden experience[J]. Journal of the Minerals, Metals and Materials Society, 2003, 55(4):41-44. doi: 10.1007/s11837-003-0087-x
[5]	王光忠, 陈海军.铅阳极泥富氧底吹熔炼实践[J].湖南有色金属, 2012, 28(1):37-39. doi: 10.3969/j.issn.1003-5540.2012.01.011
[6]	周洪武.铅阳极泥冶炼技术简评和电热连续熔炼的可行性[J].有色冶炼, 2002, 31(4):7-11. doi: 10.3969/j.issn.1672-6103.2002.04.002
[7]	刘吉波, 吴文花.某铅锌冶炼厂铅阳极泥湿法预处理新工艺[J], 有色金属工程, 2014, 4(5):38-39. doi: 10.3969/j.issn.2095-1744.2014.05.008
[8]	周云峰, 王少龙, 李昌林, 等.铅阳极泥脱砷预处理研究现状与进展[J].新技术新工艺, 2011(10): 67-69. doi: 10.3969/j.issn.1003-5311.2011.10.024
[9]	QIU K Q, LIN D Q, YANG X L. Vacuum evaporation technology for treating antimony-rich anode slime[J]. Journal of the Minerals, Metals and Materials Society, 2012, 64(11):1321-1325. doi: 10.1007/s11837-012-0458-2
[10]	LI L, TIAN Y, LIU D C, et al. Pretreatment of lead anode slime with low silver by vacuum distillation for concentrating silver[J]. Journal of Central South University of Technology, 2013, 20(3):615-621. doi: 10.1007/s11771-013-1526-7
[11]	LIN D Q, QIU K Q. Removing arsenic from anode slime by vacuum dynamic evaporation and vacuum dynamic flash reduction[J]. Vacuum, 2012, 86(8):1155-1160. doi: 10.1016/j.vacuum.2011.10.023
[12]	郭瑞.全湿法处理含铋铅阳极泥工艺及铁片置换海绵铋动力学研究[D].长沙: 中南大学, 2013.
[13]	支波.高锑铅阳极泥制备五氯化锑及其水解过程的研究[D].杭州: 浙江工业大学, 2006.
[14]	陈进中.高锑铅阳极泥制备三氯化锑和锑白研究[D].长沙: 中南大学, 2012.
[15]	CAO H Z, CHEN J Z, YUAN H J, et al. Preparation of pure SbCl₃ from lead anode slime bearing high antimony and low silver[J]. Transactions of Nonferrous Metals Society of China, 2010, 20(12): 2397-2403. doi: 10.1016/S1003-6326(10)60661-9
[16]	杨学林, 丘克强, 张露露, 等.利用高锑铅阳极泥制备三氧化二锑的工艺研究[J].现代化工, 2004, 4(2):44-46. doi: 10.3321/j.issn:0253-4320.2004.02.013
[17]	何云龙, 徐瑞东, 何世伟, 等.铅阳极泥处理技术的研究进展[J].有色金属科学与工程, 2017, 8(5): 40-51. http://ysjskx.paperopen.com/oa/DArticle.aspx?type=view&id=201705003
[18]	叶大伦.胡建华.实用无机物热力学数据手册[M]. 2版.北京:冶金工业出版社, 2002.
[19]	张作良.高铝铁矿石气基直接还原基础研究[D].沈阳: 东北大学, 2014. http://cdmd.cnki.com.cn/Article/CDMD-10145-1016011368.htm
[20]	郭宇峰.钒钛磁铁矿固态还原强化及综合利用研究[D].长沙: 中南大学, 2007. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=degree&id=Y1328515
[21]	黄丹.钒钛磁铁矿综合利用新流程及其比较研究[D].长沙: 中南大学, 2012. http://www.wanfangdata.com.cn/details/detail.do?_type=degree&id=Y2200088
[22]	戴永年.二元合金相图集[M].北京:科学出版社, 2009.
[23]	王传龙.铅渣中有价金属铜铁铅锌锑综合回收工艺及机理研究[D].北京: 北京科技大学, 2017. http://cdmd.cnki.com.cn/Article/CDMD-10008-1017132167.htm

施引文献

资源附件(0)

图(5) / 表(10)

计量

文章访问数: 144
HTML全文浏览量: 21
PDF下载量: 11
被引次数: 0

1 实验部分
1.1 实验原料及设备
1.2 石灰溶解速率的计算方法
2 结果与讨论
2.1 Al2O3/TiO2/Na2O对石灰溶解速率的影响
2.2 Al2O3/TiO2/Na2O对石灰溶解过程中微观结构的影响
2.3 Al2O3/TiO2/Na2O对石灰溶解机理的影响
3 结论

样品编号	CaO	SiO₂	FeO	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O	MgO	P₂O₅
0	36	36	20	0	0	0	5	3
A1	31	31	20	10	0	0	5	3
T1	31	31	20	0	10	0	5	3
N1	31	31	20	0	0	10	5	3
ATN	31	31	20	6.8	1.8	1.4	5	3
AT	31	31	20	5	5	0	5	3
AN	31	31	20	5	0	5	5	3

样品编号	CaO	SiO₂	FeO	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O	MgO	P₂O₅
0	36	36	20	0	0	0	5	3
A1	31	31	20	10	0	0	5	3
T1	31	31	20	0	10	0	5	3
N1	31	31	20	0	0	10	5	3
ATN	31	31	20	6.8	1.8	1.4	5	3
AT	31	31	20	5	5	0	5	3
AN	31	31	20	5	0	5	5	3

样品编号	CaO	SiO₂	FeO	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O	MgO	P₂O₅
0	36	36	20	0	0	0	5	3
A1	31	31	20	10	0	0	5	3
T1	31	31	20	0	10	0	5	3
N1	31	31	20	0	0	10	5	3
ATN	31	31	20	6.8	1.8	1.4	5	3
AT	31	31	20	5	5	0	5	3
AN	31	31	20	5	0	5	5	3

样品编号	CaO	SiO₂	FeO	Al₂O₃	TiO₂	Na₂O	MgO	P₂O₅
0	36	36	20	0	0	0	5	3
A1	31	31	20	10	0	0	5	3
T1	31	31	20	0	10	0	5	3
N1	31	31	20	0	0	10	5	3
ATN	31	31	20	6.8	1.8	1.4	5	3
AT	31	31	20	5	5	0	5	3
AN	31	31	20	5	0	5	5	3

高铋铅阳极泥碱性氧化浸出渣熔炼-电解提铋研究

通讯作者: 徐瑞东（1975-），男, 教授, 博导，主要从事湿法冶金方面的研究，E-mail:rdxupaper@aliyun.com

计量

出版历程