含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺的制作方法及注意事项

　　一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明涉及一种含铬高镍合金钢锻件锻后扩氢退火工艺，该工艺的具体步骤如下：锻后将锻件缓冷至500～700℃保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上100～150℃均保温，并采用快冷，冷却至马氏体转变开始温度以下50～100℃短时保温；以30～60℃/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以30～60℃/h炉冷至400℃，再以10～30℃/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10～50℃；以30～60℃/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以10～30℃/h炉冷至100～150℃出炉空冷。本发明的含铬高镍合金钢锻件锻后扩氢退火工艺，较好的解决了含铬高镍合金钢锻件采用常规退火扩氢困难，规格较大锻件因白点导致超声波探伤缺陷问题。

　　【专利说明】

　　一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺

　　技术领域

　　[0001]

　　本发明属于合金钢制造工艺领域，涉及一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工

　　-H-

　　O

　　【背景技术】

　　[0002]

　　钢中氢最有害的影响之一便是产生白点，常常引起锻件报废。白点为金属内部缺陷，其形状为不同长度和不同方向的显微裂纹。在锻件的横向低倍试片上为锯齿状细小裂纹;纵向断口上为边缘清晰，具有银白色光泽的圆形或椭圆形斑点。虽然随着真空冶金技术的不断发展，锻件内控的氢含量得到有效控制，但是目前锻件大部分仍以常规的熔炼浇注生产为主，因此，预防白点仍然是目前必须解决的重要问题。

　　[0003]含铬高镍(铬的质量分数1.0?3.0%，镍的质量分数2.50?4.5%)合金钢为白点敏感性最强的合金钢种，且随着镍含量的增加，白点敏感性越强。铬在合金钢中可使奥氏体分解速度减缓，降低淬火时的临界冷却速度，有助于马氏体形成和提高马氏体的稳定性，镍能提供过冷奥氏体的稳定性，降低珠光体转变温度。同时，铬和镍又是强烈推迟珠光体转变的主要元素，使奥氏体发生珠光体转变需要很长时间的孕育期和转变期，高达一、二百多个小时，甚至更长。因此，我们采用目前常规的自上而下扩氢退火工艺，即先正火保温，再在马氏体转变开始温度以上过冷后升温至珠光体转变区进行扩氢退火或锻后直接缓冷至珠光体转变区进行扩氢退火，由于整个珠光体孕育期和完全转变区需要很长时间，且扩氢效果非常差，往往花费巨大的人力、物力和财力而达不到预期的扩氢效果，并造成锻件因氢扩散不充分形成白点缺陷。

　　【发明内容】

　　[0004]本发明的目的在于克服上述现有技术中的缺点提供一种自下而上的含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺。

　　[0005]本发明的技术方案是这样实现的:一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，该工艺的具体步骤如下:

　　步骤1:锻后将锻件缓冷至500?700°C保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上100?150°C均保温，并采用快冷，冷却至马氏体转变开始温度以下50?100°C短时保温；

　　步骤2:以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以30?60°C/h炉冷至400°C，再以10?30°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10?50°C ;

　　步骤3:以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以10?30°C/h炉冷至100?150°C出炉空冷。

　　[0006]优选地，所述步骤I中缓冷为炉冷和空冷，快冷为风冷和雾冷。

　　[0007]优选地，所述步骤2中以40?50°C/h升温至高温回火区进行保温，保温结束后以40?50°C/h炉冷至400°C，再以10?20°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10?50°C。

　　[0008]优选地，所述步骤3以40?50°C/h升温至高温回火区进行保温，保温结束后以10?20 0C /h炉冷至100?150 °C出炉空冷。

　　[0009]优选地，所述含铬高镍合金钢为铬质量百分比为1.0?3.0%、镍质量百分比为2.5

　　?4.0%的合金钢。

　　[0010]优选地，所述锻材为电炉锭锻件和电渣锭锻件。

　　[0011]本发明的技术方案产生的积极效果如下:锻后将锻件缓冷至500?700°C保温，消除锻造过程中产生的加工应力；全功率升温至完全奥氏体化温度以上100?150°C保温，使再结晶后奥氏体晶粒完全等轴化，切断组织遗传;采用快冷，冷却至马氏体转变开始温度以下50?100°C后短时保温，通过快冷细化晶粒，短时保温使过冷奥氏体在白点孕育期内大部分转变为马氏体；以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，慢速升温避免冷速过快导致锻件因热应力和组织应力叠加而开裂，高温回火保温促使马氏体转变为回火索氏体，回火索氏体属于极细的片状珠光体，而珠光体为铁素体和渗碳体的机械混合物，氢溶解度小、扩散速度快，利于氢扩散逸出；保温结束后以30?60°C/h炉冷至400°C，再以10?30°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10?50°C，这是因为400°C以上钢处于塑性较好、脆性较低的范围，冷速可稍微快些，400°C以下钢已进入冷硬和脆性较大的温度范围，为了避免开裂和产生瞬时应力，应采用较慢的冷速，同时较慢的冷速促使心部残余奥氏体充分转变为马氏体；以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，使由残余奥氏体转变的马氏体发生索氏体转变，利于氢扩散逸出，保温结束后以10?30°C/h炉冷至100?1500C出炉空冷，减少工件热应力。

　　【具体实施方式】

　　[0012]下面通过【具体实施方式】来进一步阐述本发明的技术方案，但本发明的保护范围不限于此。

　　[0013]实施例一一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，该锻件规格为Φ 380mmX 4200mm，化学成分质量百分比为:C: 0.25%，S1: 0.20%, Mn: 0.19%, Ni: 3.70%, Cr: I.80%, Mo: 0.45%, V:

　　0.12%，余量为Fe及其它不可避免的杂质，采用电炉锭。

　　[0014]锻后将锻件炉冷至650°C保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上120°C均保温，并采用雾冷，冷却至马氏体转变开始温度以下80°C短时保温；以45°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以50°C/h炉冷至400°C，再以30°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下50°C;以50°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以20°C/h炉冷至150°C出炉空冷。

　　[0015]采用上述工艺生产的含铬高镍合金钢锻件，锻后超声波探伤探伤全部合格，横向低倍和纵向断口均未发现白点类缺陷。经过后续工序的调质处理和精加工，超声波探伤完全合格。

　　[0016]实施例二一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，该锻件规格为405mm(厚度)X 960mm(宽度)X 3000mm(长度)，化学成分质量百分比为:C: 0.40%，S1: 0.30%，Mn: 0.50%，N1: 4.20%，Cr:1.30%，Mo:0.20%，余量为Fe及其它不可避免的杂质。采用电渣锭。

　　[0017]锻后将锻件炉冷至550°C保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上100°C均保温，并采用风冷，冷却至马氏体转变开始温度以下60°C短时保温；以40°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以40°C/h炉冷至400°C，再以20°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下40°C;以40°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以15°C/h炉冷至120°C出炉空冷。

　　[0018]采用上述工艺生产的含铬高镍合金钢锻件，锻后超声波探伤探伤全部合格，横向低倍和纵向断口均未发现白点类缺陷。客户后续调质处理、精加工为压印模具后，超声波探伤完全合格。

　　[0019]实施例三

　　一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，该锻件规格为405mm(厚度)X 1250mm(宽度)X 3200mm(长度)，化学成分质量百分比为:C: 0.10%，S1: 0.60%，Mn: 0.50%，N1: 3.50%，Cr: 2.90%，Mo: 0.90%，Cu: 0.45%，Al: 0.85%，余量为Fe及其它不可避免的杂质。采用电渣锭锻造。

　　[0020]锻后将锻件炉冷至500°C保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上150°C均保温，并采用风冷，冷却至马氏体转变开始温度以下50°C短时保温；以30°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以30°C/h炉冷至400°C，再以25°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下30°C;以35°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以20°C/h炉冷至100°C出炉空冷。

　　[0021]采用上述工艺生产的含铬高镍合金钢锻件，锻后超声波探伤探伤全部合格，横向低倍和纵向断口均未发现白点类缺陷。公司后续调质处理、客户精加工为塑料模具后，超声波探伤完全合格。

　　【主权项】

　　1.一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于:该工艺的具体步骤如下: 步骤1:锻后将锻件缓冷至500?700°C保温，全功率升温至完全奥氏体化温度以上100?150°C均保温，并采用快冷，冷却至马氏体转变开始温度以下50?100°C短时保温； 步骤2:以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以30?60°C/h炉冷至400°C，再以10?30°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10?50°C ; 步骤3:以30?60°C/h升温至高温回火区进行均保温，保温结束后以10?30°C/h炉冷至100?150°C出炉空冷。2.根据权利要求1所述的一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于，所述步骤I中缓冷为炉冷和空冷，快冷为风冷和雾冷。3.根据权利要求1所述的一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于，所述步骤2中以40?50°C/h升温至高温回火区进行保温，保温结束后以40?50°C/h炉冷至400°C，再以10?20°C/h炉冷至马氏体转变结束温度以下10?50°C。4.根据权利要求1所述的一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于，所述步骤3以40?50°C/h升温至高温回火区进行保温，保温结束后以10?20°C/h炉冷至100?150 °C出炉空冷。5.根据权利要求1所述的一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于，所述含铬高镍合金钢为铬质量百分比为1.0?3.0%、镍质量百分比为2.5?4.0%的合金钢。6.根据权利要求1所述的一种含铬高镍合金钢锻件的锻后扩氢退火工艺，其特征在于，所述锻材为电炉锭锻件和电渣锭锻件。

　　【文档编号】C21D6/00GK105838855SQ201610358942

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月27日

　　【发明人】周许, 王兴旺, 孙振环, 陈俸军, 姚伟

　　【申请人】中原特钢股份有限公司

　　25Cr2Ni4MoV锻件阶梯式正火工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种25Cr2Ni4MoV锻件阶梯式正火工艺，包括锻造后截面直径为900mm的锻件料第一梯次正火，其特征在于：第一梯次正火后，再装炉进行第二梯次正火，以150—200℃/h的升温速度升温至中温840℃±10℃，均热12h后保温6h，再以450—500℃/h的降温速度第二次风雾速冷，再次冷却至300?320℃，保温5h；随后进行回火，以50?80℃/h的升温速度升温至锻件料初始温度650±10℃，均热30h后保温15h；然后随炉冷却至200℃以下出炉。该阶梯式正火工艺，使第一次阶梯正火得到的珠光体再次奥氏体化，得到的奥氏体更加细且转变更充分，金相晶粒较细，组织均匀，更好的消除内应力。

　　【专利说明】

　　25Cr2N i 4MoV锻件阶梯式正火工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种锻后热处理工艺的改进，具体地说是一种适用于25Cr2Ni4MoV钢种的水力、火力发电机转子的锻后热处理工序的25Cr2Ni4Mo V锻件阶梯式正火工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]水力、火力发电机上用的大功率转子常采用25Cr2Ni4MoV钢种生产，其生产流程为铸锭一锻造一锻后热处理一机加工一调质处理一精加工。其转子结构复杂、受力较大，所以对转子锻件要求很高，内部无缺陷、组织均匀，可极大延长转子使用寿命。目前，锻后热处理所采用的工艺是:锻造后的锻件截面直径为900mm，锻件待料至600-650°C后以，以100-1500C /h的速度升温至920 ± 10 °C均热12小时后保温6h，使组织变成奥氏体，再以450—500 °C /h的降温速度风雾冷的方式快速冷却至300-320°C后保温5h，再以50—80°C/h的升温速度升温至650°C±10°C均热30h后保温15h，随炉冷却至200°C以下出炉。这种热处理工艺的不足在于:由于这种转子其中间大台直径较大，升温和保温的时候内部组织转变不充分，芯部不能完全奥氏体化，冷却后造成芯部组织不均匀，晶粒粗大且混晶，UT检测中心存在粗晶现象，在横截面取样检测金相组织不均匀，存在晶粒粗大和混晶现象。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的在于提供一种改善粗晶和混晶现象，细化晶粒和均匀组织，消除内应力，专用于采用25Cr2Ni4MoV钢种生产大功率转子锻后热处理工序的25Cr2Ni4MoV锻件阶梯式正火工艺。

　　[0004]为了达到以上目的，本发明所采用的技术方案是:该25Cr2Ni4MoV锻件阶梯式正火工艺，包括锻造后的截面直径为900mm的锻件料至600-650°C后，以100-150°C/h的升温速度升温至高温920±10°C，均热12h后保温6h，使组织转变成奥氏体，再以450—500°C/h的降温速度风雾速冷，冷却至300-320°C后保温5h，完成第一梯次正火，其特征在于:完成第一梯次正火后，再装炉接着进行第二梯次正火，以150—200°C/h的升温速度升温至中温840°C±10°C，均热12h后保温6h，再接着以450—500°C/h的降温速度第二次风雾速冷，再次冷却至300-320°C，保温5h，增加第二梯次正火，目的是第一次正火得到的珠光体和不均匀的组织再次奥氏体化，这样得到的奥氏体较细且转变充分，冷却后转变为均匀且较细的珠光体，随后进行回火，以50-80°C/h的升温速度升温至锻件料初始温度650±10°C，均热30h后保温15h，平衡组织，消除内应力;然后随炉冷却至200°C以下出炉。

　　[0005]本发明的有益效果在于:该25Cr2Ni4MoV锻件阶梯式正火工艺，由于在第一次阶梯式正火的基础上，又增加了一次阶梯式升温正火过程，使第一次阶梯正火得到的珠光体再次奥氏体化，得到的奥氏体更加细且转变更充分，经过两次奥氏体化和两次共析转变后得到的珠光体很细且很均匀，转变更加充分，更好的消除内应力;采用本发明正火的锻件外圆UT检测，粗晶现象得到明显改善，没有中心粗晶现象，横截面取样检测金相晶粒较细，组织均匀。

　　【附图说明】

　　[0006]图1为目前热处理工艺示意图。

　　[0007]图2为发明的热处理工艺示意图。

　　[0008]图3为目前热处理工艺生产的大功率转子金相示意图。

　　[0009]图4为本发明的热处理工艺生产的大功率转子金相示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0010]实施例:

　　在本公司生产25Cr2Ni4MoV钢种大功率转子100件，分批锻造后分批热处理。钢锭锻造成截面直径为900mm的锻件料后执行以下工艺:锻后待料至630°C后，以130°C/h的速度升温至高温920°C，均热12h后保温6h，使组织转变成奥氏体，然后通过以490°C/h的降温速度风雾速冷，冷却至310°C后保温5h;再接着进行第二梯次正火，以180°C/h的升温速度升至中温840，均热12h后保温6h，使组织充分转变，完全奥氏体化;再接着以450°C/h的降温速度第二次风雾速冷，再次冷却至310°C，保温5h;再接着回火，以60°C/h的升温速度升至锻件料初始温度650，均温30h后保温15h，平衡组织，消除内应力;然后随炉冷却至200°C以下出炉。

　　[0011 ]锻造后共25个炉次热处理，热处理后逐件进行UT检测，每一热处理炉次取一试块做金相检测，未发现UT检测粗晶现象，合格率100%，金相检测组织均匀且组织较细。

　　【主权项】

　　1.25Cr2Ni4Mo V锻件阶梯式正火工艺，包括锻造后的截面直径为900mm的锻件料至600-650°C后，以100-1500C/h的升温速度升温至高温920 ± 10°C，均热12h后保温6h，再以450—500°C/h的降温速度风雾速冷，冷却至300-320°C后保温5h，完成第一梯次正火，其特征在于:完成第一梯次正火后，再装炉接着进行第二梯次正火，以150-200 V /h的升温速度升温至中温840°C ± 10°C，均热12h后保温6h，再接着以450—500°C/h的降温速度第二次风雾速冷，再次冷却至300-320°C，保温5h;随后进行回火，以50-80°C/h的升温速度升温至锻件料初始温度650± 10°C，均热30h后保温15h;然后随炉冷却至200°C以下出炉。

　　【文档编号】C21D1/28GK105838856SQ201610315207

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月14日

　　【发明人】张德占, 刘文辉, 吕军

　　【申请人】莱芜锻压有限公司

　　法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，包括有基座，基座的底部具有一体连接的连接柄，基座的两侧分别转动安装有锁紧钩，锁紧钩的前端分别连接有橡胶弹性体，基座上固定安装有定位块，定位块的形状与法兰盘三柱槽壳的内腔形状一致。本发明基座底部的连接柄可与机床液压卡盘相连接，同时锁紧钩和锁紧钩上的橡胶弹性体在压紧法兰盘端面后使产品与基座牢固连接，同时基座上的定位块，可定位产品与基座、感应器的位置，确保了产品内腔球道与感应器的位置关系，保证了内腔球道侧壁与感应器的间隙能达到有效淬火的目的，避免了机床机械手液压爪的频繁调整，省去了大量的调机时间的同时提高了生产效率。

　　【专利说明】

　　法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及汽车用等速万向节驱动轴的差速器端的法兰盘式滑移等速万向节的三柱槽壳的内腔滑动球道的感应淬火所使用的装夹用夹具领域，具体是一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具。

　　【背景技术】

　　[0002]汽车用的等速万向节驱动轴总成的差速器端的万向节是可旋转同时又可作轴向滑移的三球销式等速万向节。这种三球销式滑移等速万向节的外壳与差速器的连接有多种形式，而通过法兰盘及法兰上的螺栓孔用螺栓连接即是其中之一。而对于法兰盘三柱槽壳的内腔球道淬火，在使用扫描式感应淬火时产品的装夹就很关键，而感应淬火机的机械手液压卡盘的装夹范围是有限的且这种卡盘的三爪如果拆下来再装上去后对中心会很麻烦，对于大多数带花键杆的产品来说不是问题，但是又不能因穿插法兰盘式产品而频繁拆装调整，因此只能使用一种夹具来装夹这种法兰盘三柱槽壳。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的是为了克服现有的法兰盘式三柱槽壳内腔感应淬火时装夹不便，需要调整机床机械手液压爪，但是液压爪的夹持范围行程又只能达到4毫米，无法满足产品差异性大、夹持范围大的复杂情况，提供一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，过对法兰盘三柱槽壳上使用带柄夹具来装夹产品有效改变法兰盘产品为普通产品，以避免需要调整液压爪的情况发生，有效扩大机床的使用范围，同时减少机床调整的幅度及时间，提高生产效率；同时因锁紧钩仅能围绕旋转销轴旋转，且由于橡胶弹性体的存在使得产品能快速装夹定位。

　　[0004]本发明的技术方案如下:

　　一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，包括有基座，其特征在于:所述基座的底部具有一体连接的连接柄，基座的两侧分别转动安装有锁紧钩，所述锁紧钩的前端分别连接有橡胶弹性体，所述的基座上固定安装有定位块，所述定位块的形状与法兰盘三柱槽壳的内腔形状一致。

　　[0005]所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的连接柄可与感应淬火机床的液压卡盘相连。

　　[0006]所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的锁紧钩分别通过旋转轴销转动安装在所述基座的两侧。

　　[0007]所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的定位块通过螺钉固定在所述基座上。

　　[0008]本发明中，锁紧钩分别可围绕各自的旋转销轴旋转;橡胶弹性体在锁紧钩转动后压住法兰盘三柱槽壳(产品)的法兰面时，因弹性的存在可消除法兰盘面板因厚薄不一所带来的间隙，使得产品锁紧牢固；定位块可起到定位产品与感应器的位置作用;螺钉实现了定位块与基座的紧固连接。

　　[0009]本发明的基座是承载整个夹具的主体，其通过底部的连接柄与感应淬火机床的液压卡盘连接进行定位，同时基座上通过螺钉紧固有定位块，通过定位块与法兰盘三柱槽壳的内腔形成配合，并通过基座两侧的锁紧钩及锁紧钩上的橡胶弹性体来夹紧法兰盘三柱槽壳，在往外转动锁紧钩时可松开产品，通过锁紧钩上的橡胶弹性体可有效达到消除因法兰盘尺寸公差及锁紧钩使用磨损产生的厚薄形成的间隙问题，从而紧固产品；由于基座两侧的锁紧钩是通过旋转销轴进行安装，同时锁紧钩与旋转销轴之间是通过基座上的定位槽定位限制，使锁紧钩仅能围绕旋转销轴作旋转运动，从而达到锁紧产品并有效定位产品并能快速装夹的目的。

　　[0010]本发明的有益效果:

　　1、本发明能够达到快速定位、装夹产品的目的；

　　2、本发明能有效消除法兰盘与锁紧钩之间的间隙，确保有效夹紧；

　　3、本发明能通过夹具减少机床液压爪的调整，扩大了夹持范围；

　　4、本发明能通过定位块有效定位产品；

　　5、本发明能提高生产效率。

　　【附图说明】

　　[0011]图1为本发明结构主视图。

　　[0012]图2为本发明结构俯视图。

　　【具体实施方式】

　　[0013]参见图1、2，一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，包括有基座I，基座I的底部具有一体连接的连接柄2，基座I的两侧分别转动安装有锁紧钩3，锁紧钩3的前端分别连接有橡胶弹性体4，基座I上固定安装有定位块5，定位块5的形状与法兰盘三柱槽壳的内腔形状一致。

　　[0014]本发明中，连接柄2可与感应淬火机床的液压卡盘相连。

　　[0015]锁紧钩3分别通过旋转轴销6转动安装在基座I的两侧。

　　[0016]定位块5通过螺钉7固定在基座I上。

　　【主权项】

　　1.一种法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，包括有基座，其特征在于:所述基座的底部具有一体连接的连接柄，基座的两侧分别转动安装有锁紧钩，所述锁紧钩的前端分别连接有橡胶弹性体，所述的基座上固定安装有定位块，所述定位块的形状与法兰盘三柱槽壳的内腔形状一致。2.根据权利要求1所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的连接柄可与感应淬火机床的液压卡盘相连。3.根据权利要求1所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的锁紧钩分别通过旋转轴销转动安装在所述基座的两侧。4.根据权利要求1所述的法兰盘三柱槽壳内腔感应淬火夹具，其特征在于:所述的定位块通过螺钉固定在所述基座上。

　　【文档编号】C21D1/62GK105838857SQ201610281553

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月3日

　　【发明人】吴望才, 谢恒新

　　【申请人】芜湖佳先传动轴有限公司

　　贝氏体快速气冷等温淬火炉的制作方法

　　【专利摘要】本发明所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，涉及一种贝氏体等温淬火装置的快速降温装置。贝氏体快速气冷等温淬火炉，包括等温淬火室、加热装置、升降装置及输送装置；加热装置及升降装置装于等温淬火室的一侧；输送装置贯穿整个加热装置及等温淬火室；升降装置将进入到等温淬火室的待加工件送入到等温淬火室下部的等温淬火槽中；其结构还包括快速气冷装置及冷气输出装置；冷气输出装置插入在等温淬火槽中；并通过管路与快速气冷装置的输出端相连接。本发明具有结构新颖、加工简便、使用方便、生产效率高、降低制造及生产成本、便于现有设备改造等特点，故属于一种集经济性与实用性为一体的新型贝氏体快速气冷等温淬火炉。

　　【专利说明】

　　贝氏体快速气冷等温淬火炉

　　技术领域

　　[0001]本发明所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，涉及一种贝氏体等温淬火装置的快速降温装置。

　　【背景技术】

　　[0002]随着机械工业的高精度通用零部件的质量要求逐步提升，零部件机体组织为贝氏体组织的等温淬火工艺得到广泛应用。其中等温淬火时的冷却速度、盐液的盐温均匀性对零部件的等温淬火的最终效果起着决定性的作用。以往设备解决这一问题的方式为:首先在制造等温槽体的时加大容体，增加工业盐的投放量，例如:一次装载量I OOOkg/次的等温槽，槽体容积为22m3，等温槽熔盐电加热功率240KW，一次熔盐时间为80小时;为控制等温淬火时盐液温度的上升，在淬火前用加水方式来完成降温任务，盐液循环用搅拌机及导流系统来完成。其结果是:1、等温槽制作时用料投入大，增加了制造成本;2、投入等温淬火的原料(硝盐)投放量高，提高了生产成本;3、一次熔盐时间长，以及在连续使用时为维护盐液所需恒温用电量相应增大;4、连续使用，盐温居高不下，于是只能用增加大量水质来降低盐温或减少装载量，由于过多加入水质，可直接影响工件淬火组织即几倍，尤其是夏季，缺陷非常明显。

　　[0003]针对上述现有技术中所存在的问题，研究设计一种新型的贝氏体快速气冷等温淬火炉，从而克服现有技术中所存在的问题是十分必要的。

　　【发明内容】

　　[0004]鉴于上述现有技术中所存在的问题，本发明的目的是研究设计一种新型的贝氏体快速气冷等温淬火炉。为彻底解决现有技术中存在的不足，稳定零部件的等温淬火后的质量，降低制造机投入使用的生产成本，提高经济效率，本发明在吸收、消化国内外先进设备及工艺的基础上，精心设计、科学创新、自行设计、制造出贝氏体快速气冷等温淬火炉。

　　[0005]本发明的技术解决方案是这样实现的:

　　[0006]本发明所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，包括等温淬火室、加热装置、升降装置及输送装置;加热装置及升降装置装于等温淬火室的一侧;输送装置贯穿整个加热装置及等温淬火室;升降装置将进入到等温淬火室的待加工件送入到等温淬火室下部的等温淬火槽中；其特征在于所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉还包括快速气冷装置及冷气输出装置;冷气输出装置插入在等温淬火槽中；并通过管路与快速气冷装置的输出端相连接；

　　[0007]本发明所述的快速气冷装置包括:空气压缩机、储气罐及空气冷冻机；空气压缩机、储气罐及空气冷冻机依次通过管路连接；

　　[0008]本发明所述的冷气输出装置是由多根无缝钢管焊接而成的框架结构，在每根钢管插入到等温淬火槽内硝盐中的部分均匀加工有出气孔;冷气输出装置与空气冷冻机的出气口相连接。

　　[0009]本发明所述的空气压缩机为螺杆式空气压缩机。

　　[0010]本发明所述的空气冷冻机为平式空气干燥冷冻机。

　　[0011 ]本发明所述的等温淬火槽体容积为I Om3，一次装载量1200kg/次，等温淬火原料14T，等温槽熔盐电加热功率90KW。

　　[0012]本发明盐温冷却方式在加水的基础上，增加了由空气压缩机、储气罐特殊的平式气体冷冻机三机为一体的快速气冷装置，用通常的气体输入到特殊的平式干式气体冷冻机内，经过其冷却到摄氏3度的冷气后，再通过多支无缝钢管把冷气快速输入到等温槽的盐液中，对盐液进行冷却，并且可以把盐液温度控制在一定范围内，同时又能很好地使盐液快速的流动起来。在熔盐过程中在盐温达到一定温度时，可通过冷气输出装置向等温淬火槽内通入自然气体，由于受气体的作用，可把已熔化的盐液推送至于未熔化的硝盐上，从而加速熔盐速度。

　　[0013]本发明的优点是显而易见的，主要表现在:

　　[0014]1、由于本发明增加了快速气冷装置，冷却气进入盐液中能迅速有效地把盐温降低下来，有效地解决了以往工件在进入等温槽淬火时的盐温的快速升高，长期处于高温状态而影响等温效果，同时十分有效地克服了为降低盐液温度需加入大量水质来满足等温淬火温度的不稳定性，可精控盐液含量，确保等温淬火工件的基体机械性能，贝氏体组织即级别；

　　[0015]2、由于本发明增加了快速气冷装置，冷却气体进入盐液中，即能有效地把盐液温度可控制在一定的范围内，又能很好地使盐液快速流动起来，促使盐液在等温槽内形成对流，从而确保盐温的均匀性相对一致，以满足淬火工件的硬度值及硬度均匀性比较一致；

　　[0016]3、由于本发明增加了冷气输出装置，在熔盐过程中在盐温达到一定温度时，可通过冷气输出装置向等温淬火槽内通入自然气体，在气体的作用下可把已熔化的温液推送至未熔化的硝盐上，从而加速熔盐速度，大大节省了熔盐的时间及用电量。

　　[0017]4、本发明等温淬火槽的体容积由以往的22m3降到I Om3，装载量由以往的I OOOkg/次增加到1200kg/次，熔盐电加热功率由原来的240KW减少到90KW，但熔盐时间由原来的80小时/次缩短到24小时/次;经快速冷却气体等温淬火后的工件硬度值以及硬度均匀性大大优越于原来未经过冷却气体冷却的等温淬火的工艺的工件，设备制造成本低，原材料(硝盐)投入少，熔盐时间短，维护盐温所需的电加热用量少，盐温能可估滴控制在设定的范围内，硝盐含量精度高、降低快、等温淬火的工件质量稳定，机体组织结构性能好，金相组织为下贝氏体组织，级别在2级以上。

　　[0018]5、本发明长期连续运行，生产效率高、用电量低，与以往同质同量的设备相比，可提高生产率20%、节约原料投放80%、节约用电量达50%、增产节能效果十分显著。

　　[0019]本发明具有结构新颖、加工简便、使用方便、生产效率高、降低制造及生产成本、便于现有设备改造等优点，其大批量投入市场必将产生积极的社会效益和显著的经济效益。

　　【附图说明】

　　[0020]本发明共有I幅附图，其中:

　　[0021]附图1本发明结构示意图。

　　[0022]在图中:1、升降装置2、加热装置3、等温淬火室4、无缝钢管5、待加工件6、等温淬火槽7、出气孔8、空气冷冻机9、储气罐I O、空气压缩机。

　　【具体实施方式】

　　[0023]本发明的具体实施例如附图所示，贝氏体快速气冷等温淬火炉，包括等温淬火室

　　3、加热装置2、升降装置I及输送装置;加热装置2及升降装置I装于等温淬火室3的一侧;输送装置贯穿整个加热装置2及等温淬火室3;升降装置I将进入到等温淬火室3的待加工件5送入到等温淬火室3下部的等温淬火槽6中；其特征在于所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉还包括快速气冷装置及冷气输出装置;冷气输出装置插入在等温淬火槽6中；并通过管路与快速气冷装置的输出端相连接；

　　[0024]快速气冷装置包括:空气压缩机10、储气罐9及空气冷冻机8;空气压缩机10为螺杆式空气压缩机;空气冷冻机8为平式空气干燥冷冻机;空气压缩机10、储气罐9及空气冷冻机8依次通过管路连接；

　　[0025]冷气输出装置是由多根无缝钢管焊接而成的框架结构，在每根钢管插入到等温淬火槽6内硝盐中的部分均匀加工有出气孔7;冷气输出装置与空气冷冻机8的出气口相连接。

　　[0026]等温淬火槽6体容积为1m3，一次装载量1200kg/次，等温淬火原料14T，等温槽熔盐电加热功率90KW。

　　[0027]以上所述，仅为本发明的较佳的【具体实施方式】，但本发明的保护范围并不局限于此，所有熟悉本技术领域的技术人员在本发明公开的技术范围内，根据本发明的技术方案及其本发明的构思加以等同替换或改变均应涵盖在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.一种贝氏体快速气冷等温淬火炉，包括等温淬火室(3)、加热装置(2)、升降装置(I)及输送装置;加热装置(2)及升降装置(I)装于等温淬火室(3)的一侧;输送装置贯穿整个加热装置(2)及等温淬火室(3);升降装置(I)将由输送装置输送进入到等温淬火室(3)的待加工件(5)，送入到等温淬火室(3)下部的等温淬火槽(6)中；其特征在于所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉还包括快速气冷装置及冷气输出装置;冷气输出装置插入在等温淬火槽(6)中；并通过管路与快速气冷装置的输出端相连接； 所述的快速气冷装置包括:空气压缩机(10)、储气罐(9)及空气冷冻机(8);空气压缩机(1)、储气罐(9)及空气冷冻机(8)依次通过管路连接； 所述的冷气输出装置是由多根无缝钢管(4)焊接而成的框架结构，在每根钢管插入到等温淬火槽(6)内硝盐中的部分均匀加工有出气孔(7);冷气输出装置与空气冷冻机(8)的出气口相连接。2.根据权利要求1所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，其特征在于所述的空气压缩机(10)为螺杆式空气压缩机。3.根据权利要求1所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，其特征在于所述的空气冷冻机(8)为平式空气干燥冷冻机。4.根据权利要求1所述的贝氏体快速气冷等温淬火炉，其特征在于所述的等温淬火槽(6)体容积为I Om3，一次装载量1200kg/次，等温淬火原料14T，等温槽熔盐电加热功率90KW。

　　【文档编号】C21D1/20GK105838858SQ201610326809

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月17日

　　【发明人】周金林, 沈有耿, 张红学, 徐加军

　　【申请人】大连圣洁热处理科技发展有限公司

　　一种可调节冷却水箱的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种可调节冷却水箱，包括箱体、喷水管、冷却水管、调节装置和防锈液喷涂装置，喷水管的外壁和冷却水管的外壁均连通有进水管；所述喷水管包括第一喷水管和第二喷水管，第二喷水管设于第一喷水管和冷却水管之间，第一喷水管的入口端设有过线模，过线模内设有挡圈。本发明设有调节装置，可以对喷水管和冷却水管的位置进行调节；增加防锈液喷涂装置，可使钢棒在冷却过后进行防锈处理，实现在线喷涂，防止其裸露于空气中生锈。

　　【专利说明】

　　一种可调节冷却水箱

　　技术领域

　　[0001]本发明属于冷却水箱领域，尤其是涉及一种可调节冷却水箱。

　　【背景技术】

　　[0002]冷却水箱是通过冷却头对钢棒进行冷却处理，需要将钢棒依次通过若干个喷水管和冷却管，有时由于位置关系导致钢棒无法从头穿到尾，这就需要调节喷水管和冷却管的位置，然而现有的冷却水箱无法调节喷水管和冷却管的位置，而且没有防锈液喷涂装置，钢棒从冷却水箱出来后会容易生锈。

　　【发明内容】

　　[0003]有鉴于此，本发明旨在提出一种可调节冷却水箱，可以解决上述问题。

　　[0004]为达到上述目的，本发明的技术方案是这样实现的:

　　[0005]—种可调节冷却水箱，包括箱体、喷水管、冷却水管、调节装置和防锈液喷涂装置，所述喷水管、冷却水管、调节装置和防锈液喷涂装置均设于箱体内，喷水管和冷却水管通过调节装置固定在箱体内，喷水管的轴心线和冷却水管的轴心线共线，箱体的进口端至出口端依次设置喷水管、冷却水管和防锈液喷涂装置，喷水管的外壁和冷却水管的外壁均连通有进水管；

　　[0006]所述喷水管包括第一喷水管和第二喷水管，第二喷水管设于第一喷水管和冷却水管之间，第一喷水管的入口端设有过线模，过线模内设有挡圈。

　　[0007]进一步，所述调节装置包括上压板、下压板和双头螺栓，上压板和下压板相互平行，喷水管和冷却水管均焊接固定于下压板，上压板和下压板之间通过双头螺栓连接。

　　[0008]进一步，所述上压板设有长孔，双头螺栓垂直贯穿于长孔内。

　　[0009 ]进一步，所述双头螺栓设有两个，上压板设有两个长孔，每个长孔内设有一个双头螺栓。

　　[0010]进一步，所述冷却水管包括第一冷却管和第二冷却管，第二冷却管的长度大于第一冷却水管，第一冷却管和第二冷却管均设有3个，第一冷却管设于第二喷水管和第二冷却管之间。

　　[0011]相对于现有技术，本发明所述的可调节冷却水箱具有以下优势:

　　[0012]1、设有调节装置，可以对喷水管和冷却水管的位置进行调节；

　　[0013]2、增加防锈液喷涂装置，可使钢棒在冷却过后进行防锈处理，实现在线喷涂，防止其裸露于空气中生锈。

　　【附图说明】

　　[0014]构成本发明的一部分的附图用来提供对本发明的进一步理解，本发明的示意性实施例及其说明用于解释本发明，并不构成对本发明的不当限定。在附图中:

　　[0015]图1为本发明的主视图；

　　[0016]图2为图1中C-C向示意图；

　　[0017]图3为图2中A部分的放大示意图；

　　[0018]图4为图1的俯视图；

　　[0019]图5为图4中B部分的放大不意图；

　　[0020]附图标记说明:

　　[0021 ]1-过线模;2-第一喷水管;3-第二喷水管;4-第一冷却管;5-第二冷却管;6_调节装置;61-上压板;62-双头螺栓;63-下压板;64-长孔;7-箱体;8-防锈液喷涂装置;9-进水管。

　　【具体实施方式】

　　[0022]需要说明的是，在不冲突的情况下，本发明中的实施例及实施例中的特征可以相互组合。

　　[0023]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”、“内”、“外”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。此外，术语“第一”、“第二”等仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”等的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中，除非另有说明，“多个”的含义是两个或两个以上。

　　[0024]在本发明的描述中，需要说明的是，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或一体地连接;可以是机械连接，也可以是电连接;可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通。对于本领域的普通技术人员而言，可以通过具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

　　[0025]下面将参考附图并结合实施例来详细说明本发明。

　　[0026]如图1?5所示，一种可调节冷却水箱，包括箱体7、喷水管、冷却水管、调节装置6和防锈液喷涂装置8，所述喷水管、冷却水管、调节装置6和防锈液喷涂装置8均设于箱体7内，喷水管和冷却水管通过调节装置6固定在箱体7内，喷水管的轴心线和冷却水管的轴心线共线，箱体7的进口端至出口端依次设置喷水管、冷却水管和防锈液喷涂装置8，喷水管的外壁和冷却水管的外壁均连通有进水管9;

　　[0027]所述喷水管包括第一喷水管2和第二喷水管3，第二喷水管3设于第一喷水管2和冷却水管之间，第一喷水管2的入口端设有过线模I，过线模I内设有挡圈。

　　[0028]所述调节装置6包括上压板61、下压板63和双头螺栓62，上压板61和下压板63相互平行，喷水管和冷却水管均焊接固定于下压板63，上压板61和下压板63之间通过双头螺栓62连接。

　　[0029]所述上压板61设有长孔64，双头螺栓62垂直贯穿于长孔64内。

　　[0030]所述双头螺栓62设有两个，上压板61设有两个长孔64，每个长孔64内设有一个双头螺栓62。

　　[0031]所述冷却水管包括第一冷却管4和第二冷却管5，第二冷却管5的长度大于第一冷却水管4，第一冷却管4和第二冷却管5均设有3个，第一冷却管4设于第二喷水管3和第二冷却管5之间。

　　[0032]本发明提供钢棒热处理冷却水保证钢棒的组织均匀转变，淬火冷却头采用喷冷穿水结构方式，能够在冷却初期迅速打破由于冷却水汽化形成的气膜，冷却速度快且均匀，提高了产品组织转变和平直性，保证了产品的力学性能。

　　[0033]水箱供水管上装有压力表、温度表，便于工艺调整和监控，保证了工艺的稳定性。水箱出线端装有防锈液喷涂装置8，可钢棒表面进行防锈处理，防止其裸露于空气中生锈。

　　[0034]以上所述仅为本发明的较佳实施例而已，并不用以限制本发明，凡在本发明的精神和原则之内，所作的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.一种可调节冷却水箱，其特征在于:包括箱体(7)、喷水管、冷却水管、调节装置(6)和防锈液喷涂装置(8)，所述喷水管、冷却水管、调节装置(6)和防锈液喷涂装置(8)均设于箱体(7)内，喷水管和冷却水管通过调节装置(6)固定在箱体(7)内，喷水管的轴心线和冷却水管的轴心线共线，箱体(7)的进口端至出口端依次设置喷水管、冷却水管和防锈液喷涂装置(8)，喷水管的外壁和冷却水管的外壁均连通有进水管(9); 所述喷水管包括第一喷水管(2)和第二喷水管(3)，第二喷水管(3)设于第一喷水管(2)和冷却水管之间，第一喷水管(2)的入口端设有过线模(I)，过线模(I)内设有挡圈。2.根据权利要求1所述的可调节冷却水箱，其特征在于:所述调节装置(6)包括上压板(61)、下压板(63)和双头螺栓(62)，上压板(61)和下压板(63)相互平行，喷水管和冷却水管均焊接固定于下压板(63)，上压板(61)和下压板(63)之间通过双头螺栓(62)连接。3.根据权利要求1所述的可调节冷却水箱，其特征在于:所述上压板(61)设有长孔(64)，双头螺栓(62)垂直贯穿于长孔(64)内。4.根据权利要求1所述的可调节冷却水箱，其特征在于:所述双头螺栓(62)设有两个，上压板(61)设有两个长孔(64)，每个长孔(64)内设有一个双头螺栓(62)。5.根据权利要求1所述的可调节冷却水箱，其特征在于:所述冷却水管包括第一冷却管(4)和第二冷却管(5)，第二冷却管(5)的长度大于第一冷却水管(4)，第一冷却管(4)和第二冷却管(5)均设有3个，第一冷却管(4)设于第二喷水管3和第二冷却管(5)之间。

　　【文档编号】C21D1/667GK105838859SQ201610387764

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月1日

　　【发明人】王鹏飞, 刘海峰, 孙贺功

　　【申请人】天津凯东机械有限公司

　　新能源汽车前减震热处理方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种新能源汽车前减震热处理方法，包括以下步骤：热处理、吊放、熔化、冷却、风冷、保温。本发明具满足力学性能要求，及产品整体变形要求；针对产品的变形点，制作专用的热处理料架，来改善热处理过程中出现的变形现象，同时减少或免去了热处理后校形的工作环节，提高的生产效率的优点。

　　【专利说明】

　　新能源汽车前减震热处理方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种热处理工艺，特别是一种新能源汽车前减震热处理方法。

　　【背景技术】

　　[0002]目前，车身结构件产品壁厚较薄，一般在2_3mm之间，在热处理过程中容易产生极大的变形；原有水冷工艺无法满足产品变形及力学性能要求;抗拉强度240，屈服强度180，延伸率2 8%，热处理后需要校形，生产效率低。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的是为了克服以上的不足，设计一种满足力学性能要求，及产品整体变形要求，免去了热处理后校形的工作环节，提高的生产效率的新能源汽车前减震热处理方法。

　　[0004]本发明的目的通过以下技术方案来实现:一种新能源汽车前减震热处理方法，包括以下步骤

　　A、热处理:将工件放入热处理固溶炉中，设置热处理固溶炉温度升至500°C-600°C之间；风冷时间180-250S;时效炉升至150°C_250°C ；

　　B、吊放:热处理炉升温期间，将前减震用热处理料架吊至机边，将产品按变形点与支撑点一一对应摆放在料架上，变形点I对应支撑点1、变形点2对应支撑点2、变形点3对应支撑点3……变形点14对应支撑点14;

　　C、熔化:热处理炉到达设定温度后，用行车将摆好产品的料架送至热处理固溶炉进料轨道，料架自动进入固溶炉，同时保温70-120分钟；

　　D、冷却:当固溶炉保温时间结束后，料架自动转入冷却室；

　　E、风冷:冷却室感应到料架进入后，自动启动强冷风机，在120-240S内将产品表面温度降至100°C以下；

　　F、保温:风冷结束后料架自动进入时效炉，保温150-250分钟；时效炉保温结束后料架通过轨道自动进入产品下料区，待产品自然冷却到室温，员工开始装取产品，热处理工艺结束。

　　[0005]本发明具有以下优点:

　　改用风冷工艺替代水冷工艺，要求在120-240S内将产品表面温度降至100 °C以下;满足客户力学性能要求，及产品整体变形要求;针对产品的变形点，制作专用的热处理料架，来改善热处理过程中出现的变形现象，同时减少或免去了热处理后校形的工作环节，提高的生产效率。

　　[0006]【附图说明】:

　　图1为带有变形点的产品结构示意图；

　　图2为带有支撑点的料架结构示意图；

　　图3为产品摆放在料架上的结构示意图； 【具体实施方式】:

　　为了加深对本发明的理解，下面将结合实施例和附图对本发明作进一步详述，该实施例仅用于解释本发明，并不构成对本发明保护范围的限定。

　　[0007]如图1-3示出了本发明一种水杨醛的制备方法的【具体实施方式】:

　　一种新能源汽车前减震热处理方法，包括以下步骤:

　　A、热处理:将工件放入热处理固溶炉中，设置热处理固溶炉温度升至500°C-600°C之间；风冷时间180-250S;时效炉升至150°C_250°C ；

　　B、吊放:热处理炉升温期间，将前减震用热处理料架吊至机边，将产品按变形点与支撑点一一对应摆放在专用料架上，变形点I对应支撑点1、变形点2对应支撑点2、变形点3对应支撑点3……变形点14对应支撑点14;

　　C、熔化:热处理炉到达设定温度后，用行车将摆好产品的料架送至热处理固溶炉进料轨道，料架自动进入固溶炉，同时保温70-120分钟；

　　D、冷却:当固溶炉保温时间结束后，料架自动转入冷却室；

　　E、风冷:冷却室感应到料架进入后，自动启动强冷风机，在120-240S内将产品表面温度降至100°C以下；

　　F、保温:风冷结束后料架自动进入时效炉，保温150-250分钟；时效炉保温结束后料架通过轨道自动进入产品下料区，待产品自然冷却到室温，员工开始装取产品，热处理工艺结束。

　　[0008]本发明采用风冷工艺替代水冷工艺，要求在120-240S内将产品表面温度降至100°c以下；满足客户力学性能要求，及产品整体变形要求;针对产品的变形点，制作专用的热处理料架，来改善热处理过程中出现的变形现象，同时减少或免去了热处理后校形的工作环节，提尚的生广效率。

　　[0009]

　　【申请人】又一声明，本发明通过上述实施例来说明本发明的实现方法及装置结构，但本发明并不局限于上述实施方式，即不意味着本发明必须依赖上述方法及结构才能实施。所属技术领域的技术人员应该明了，对本发明的任何改进，对本发明所选用实现方法等效替换及步骤的添加、具体方式的选择等，均落在本发明的保护范围和公开的范围之内。本发明并不限于上述实施方式，凡采用和本发明相似结构及其方法来实现本发明目的的所有方式，均在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.一种新能源汽车前减震热处理方法，其特征在于:包括以下步骤 A、热处理:将工件放入热处理固溶炉中，设置热处理固溶炉温度升至500°C-600°C之间；风冷时间180-250S;时效炉升至150°C_250°C ； B、吊放:热处理炉升温期间，将前减震用热处理料架吊至机边，将产品按变形点与支撑点一一对应摆放在料架上，变形点I对应支撑点1、变形点2对应支撑点2、变形点3对应支撑点3……变形点14对应支撑点14; C、熔化:热处理炉到达设定温度后，用行车将摆好产品的料架送至热处理固溶炉进料轨道，料架自动进入固溶炉，同时保温； D、冷却:当固溶炉保温时间结束后，料架自动转入冷却室； E、风冷:冷却室感应到料架进入后，自动启动强冷风机，在120-240S内将产品表面温度降至100°C以下； F、保温:风冷结束后料架自动进入时效炉，保温;时效炉保温结束后料架通过轨道自动进入产品下料区，待产品自然冷却到室温，员工开始装取产品，热处理工艺结束。2.根据权利要求1所述的一种新能源汽车前减震热处理方法，其特征在于:步骤C中保温时间为70-120分钟。3.根据权利要求1所述的一种新能源汽车前减震热处理方法，其特征在于:步骤F中保温时间为150-250分钟。

　　【文档编号】C21D9/00GK105838860SQ201510994710

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2015年12月28日

　　【发明人】唐杰雄, 斯有才, 高军民, 李史华, 张炜

　　【申请人】雄邦压铸（南通）有限公司

　　一种马氏体时效不锈钢的热处理方法

　　【专利摘要】本发明的目的在于提供一种马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于：将马氏体时效不锈钢在1100℃～1250℃下固溶处理40min～90min，水冷，然后进行深冷处理，最后在500℃～580℃下时效处理两次，每次保温1～2h，空冷至室温。采用该方法处理后的合金其抗拉强度达1900Mpa，冲击韧性ak60J/cm2，硬度HRC50，强韧性配合良好。

　　【专利说明】

　　一种马氏体时效不锈钢的热处理方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明涉及马氏体时效不锈钢，特别提供一种马氏体时效不锈钢的热处理方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 马氏体时效不锈钢因其具有良好的强韧性与耐蚀性，广泛的应用在航空、航天、核 技术、舰船、先进机械制造等高科技领域的承力耐蚀(或高温)部件。该钢种采用低碳马氏体 相变强化和时效强化效应叠加的手段使钢具有超高的强度的同时，还具有优异的综合性 能。从20世纪70年代以来，马氏体时效不锈钢从合金成分设计、冶炼工艺到强度级别都上升 了一个新的水平，特别是1997年Mart in等申请了马氏体时效不锈钢Custom465专利，将强度 级别从1600MPa推向了 1800Mpa。我国在2002年~2005年期间成功设计并研制出新型的超低 碳马氏体时效不锈钢F863,该钢是国内自主研发并具有自主知识产权的Cr-Ni-Co-Mo系马 氏体时效不锈钢，其强度达到1940Mpa的水平。

　　[0003] 但当前的马氏体时效不锈钢的发展也面临着一个突出的问题，即强韧性配合不够 优异，如何在保证马氏体时效不锈钢高强度的同时，研究如何提高韧性指标就有了重要的 理论意义和应用价值。

　　[0004] 热处理工艺是决定钢的力学性能及其他性能的重要手段，马氏体时效不锈钢的热 处理工艺主要包括:高温固溶、深冷处理、时效热处理等工序。

　　[0005] 固溶热处理工艺决定了合金最终热处理后的晶粒尺寸，而控制晶粒尺寸在一定范 围是保证钢铁材料强度和韧性的最有效的方式，所以固溶热处理的温度选择非常重要。时 效热处理是马氏体时效不锈钢的重要强化手段，在所选择的时效热处理温度下，既要保证 超低碳马氏体基体上弥散析出的金属间化合物对基体的强化作用，也不致使析出相长大或 溶解。析出相点的大小、数量、分布成为影响强度的重要因素，因此时效热处理温度和时间 的选择对此非常重要，若时效热处理温度过低、时间较短，强化相析出的数量和大小都不能 达到最有效地强化效果;若时效热处理温度过高、时间较长则析出相会明显长大粗化，破坏 与基体的共格关系。同时时效热处理能够有效控制逆转变成奥氏体数量及分布，以达到强 化基体，提高韧性的效果。

　　【发明内容】

　　[0006] 本发明的目的在于提供一种马氏体时效不锈钢的热处理方法，采用该方法处理后 的合金其抗拉强度达1900Mpa以上，冲击韧性ak60J/cm2以上，硬度HRC50左右，强韧性配合良 好。

　　[0007] 本发明具体提供了一种马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:将马氏体 时效不锈钢在1100 °C~1250°C下固溶处理40min~90min，水冷，然后进行深冷处理，最后在 500 °C~580 °C下时效处理两次，每次保温1~2h，空冷至室温。

　　[0008] 其中，所述固溶处理的优选方案为1100 °C~1150 °C下保温50min~80min，水冷，冷 却速度优选在2min内冷却至室温。

　　[0009] 所述深冷处理采用液氮+酒精的混合溶液在-78°c下进行深冷处理，优选为使不锈 钢在5min内冷却至-78°C。

　　[0010] 所述时效处理的优选方案为540°C下时效处理两次，每次保温2h。

　　[0011] 本发明所述马氏体时效不锈钢的最优热处理方案为：11〇〇 °C下固溶处理60min，水 冷;-78°C下进行深冷处理;540°C下时效处理两次，每次保温2h。此时，抗拉强度和屈服强度 分别达到190010^和101010^，洛氏硬度册(：为50，延伸率和断面收缩率分别达到12.1%和 51 %，冲击韧性ak60J/cm2，具有良好的强韧性配合。

　　[0012] 本发明所述马氏体时效不锈钢的制备方法，其特征在于:所述马氏体时效不锈钢 为lCrl4Col3Mo5。

　　[0013] 本发明所述马氏体时效不锈钢的制备方法，其特征在于，所述马氏体时效不锈钢 的组成及重量百分比为：Cr: 11-15，Co:10-14，Mo :3-5，Ni: 1-3，C:0.001-0.3，Μη:0· 01-0.1， Nb:0.01-0.05，P< 0.01，S<0.015，Si :0.01-0. l，Fe余量。

　　[0014] 作为优选的实施方案，所述马氏体时效不锈钢的组成及重量百分比为:Cr: 12-14， Co:12-13.5,Mo：4-5,Ni：1-2,C:0.001-0.2,Μη:0.05-0.08,Nb:0.03-0.05,P <0.01,S< 0.01，Si:0.01-0.1，Fe 余量。

　　【附图说明】

　　[0015] 图1不同温度固溶处理后试样钢的晶粒状态(其中，a、1000°C，b、1050°C，c、1100 °C,dai50°C)〇

　　[0016] 图2固溶温度对试样钢晶粒尺寸的影响。

　　[0017] 图3试样在不同温度固溶处理后的微观金相组织图（其中，a、1000°C，b、1050°C， c、110(TC，d、115(rC)〇

　　[0018] 图4固溶温度对残余奥氏体量的影响。

　　[0019] 图5 1000°CXlh、1050°CXlh固溶处理深冷后析出物的SEM形貌。

　　[0020] 图6 1000°C固溶处理后基体的能谱分析。

　　[0021]图7 1000°C固溶处理后析出物的能谱分析。

　　[0022]图8固溶温度对试样硬度的影响。

　　[0023] 图9固溶温度对试样抗拉强度以及屈服强度的影响。

　　[0024] 图10固溶温度对试样延伸率以及断面收缩率的影响。

　　[0025] 图11固溶温度对试样冲击韧性的影响。

　　[0026] 图12不同温度时效处理后的金相组织（其中，a、520°C，b、540°C，c、560°C，d、580 °C)〇

　　[0027] 图13 1100°C固溶深冷+540°C时效两次后的析出相形貌图。

　　[0028] 图14 1100°C固溶深冷后不同时效温度对试样硬度的影响。

　　[0029] 图15 1100°C固溶深冷后不同时效温度对试样抗拉强度和屈服强度的影响。

　　[0030] 图16 1100°C固溶深冷后不同时效温度对试样延伸率和断面收缩率的影响。

　　[0031] 图17 1100°C固溶深冷后不同时效温度对试样冲击韧性的影响。

　　【具体实施方式】

　　[0032]本发明各种热处理制度下的金相试样，经研磨抛光后，采用苦味酸+盐酸+酒精的 混合溶液腐蚀，并用Axio Observer ZIm金相光学显微镜观察晶粒组织，采用截线法测算固 溶态合金晶粒大小，并用INSPECT F50型场发射扫描电镜下观察组织结构，SEM像包括一般 的二次电子像和背散射电子(BSE)像。用Tecnai G2F20型透射电镜对钢中的析出相进行观 察和分析，TEM样品采用双喷电解减薄工艺制备，双喷液为10 % HC104+90 % C2H5OH(体积分 数）。相鉴定采用TEM选区电子衍射(SAED)和SEM上配置的能谱仪(EDS)相结合的方式进行。 采用D/Max2500PC型Cu靶X射线衍射仪(XRD)测量试样钢经过固溶处理后的残余奥氏体量。 [0033] 在力学性能测试中，拉伸试样和冲击试样分别为GB/T228-2002和GB/T229-1994标 准试样，拉伸试样标距段长度为25mm，直径为5mm，冲击试样尺寸为10mmX 10mmX 55mm。用洛 氏硬度计测试马氏体时效不锈钢热处理后的硬度，试样经粗磨后细磨，使上、下两表面平行 并且粗糙度高于〇. 8，每个试样至少测三个点，取平均值。

　　[0034]试样的制备：

　　[0035] 选用高纯电解Fe，电解Ni，高纯Mo、Co等原料，采用超高真空感应炉熔炼25kg的钢 锭，试样钢成分如表1所示。钢锭在1100 °C ± 10 °C开锻，终锻温度为900°C ± 10°C，锻成Φ 40mm的棒材，锻件锻后在24h内进行退火处理，在860°C±10°C退火保温2-3小时，炉冷备用。 [0036]表1实施例不锈钢化学成分(质量百分比％ )

　　[0037]

　　[0039] 取试样1不锈钢进行固溶处理，固溶热处理温度分别为1000°C、1050°C、1100°C、 1150 °C保温60min，水冷;深冷处理(液氮+酒精的混合溶液-78 °C);然后在不同温度(520 °C、 540 °C、560°C、580 °C)时效热处理两次，每次保温2h，空冷至室温。具体工艺参数见表2，固溶 和时效处理的热处理炉均为8KW的马弗炉。

　　[0040] 固溶处理：

　　[0041] 图1所示为试样1固溶处理+深冷处理后的晶粒组织状态，由图1可见，在不同温度 下固溶处理后晶粒都为等轴晶，对不同温度处理的晶粒度进行测量，如图2所示，随着固溶 温度的提高，晶粒增大，由35um增加到65um，无异常长大的现象。随着固溶温度的提高，晶界 和晶粒内的未溶解物质逐渐减少，加速奥氏体的形成和均匀化过程，对形成奥氏体是有利 的。

　　[0042] 图3中（a)~（d)分别为试样钢在1000 °C，1050 °C，1100 °C，1150 °C不同温度固溶处 理后的微观金相组织，试样钢经固溶深冷后的基体组织均为板条马氏体，随着固溶温度的 提高，板条束加长，当固溶温度升高到1150°C时，可看到在晶界处有比较大量的成不规则块 状的残余奥氏体。根据X射线衍射原理，利用D/Max2500PC型X射线衍射仪，依据国家标准 《YBT5338-2006钢中残余奥氏体定量测量X射线衍射依法》，计算得不同温度固溶处理后的 残余奥氏体量，如图4所示。

　　[0043] 从图5的（a)和（b)可见，在1000°C和1050°C固溶处理后，在晶界处还有析出物产 生。图6和图7分别为1000°C固溶处理后基体和析出物的能谱分析，析出物的主要成分为Fe、 Mo、Cr，Co和少量的Ni、Mn、C等。图8~11为固溶温度对试样钢力学性能的影响。

　　[0044] 时效处理：

　　[0045] 图12的（a)~（d)分别为试样1在1100°C固溶深冷后在520°C，540°C，560°C，580°C 处理后的微观金相组织，可以看出不锈钢经过时效处理后的基体组织是低碳板条马氏体， 马氏体板条上有细小而弥散分布的时效析出相，在晶界还有少量的残余奥氏体和逆转变奥 氏体，随着时效温度的提高逆转变奥氏体增多，可以看到在580°C时效处理后，在晶界处和 马氏体板条束间存在连续分布的逆转变奥氏体和残余奥氏体。

　　[0046]图13(a)和(b)是540°C时效处理的样品析出相形貌，可以看到，经过时效处理后， 在马氏体的基体上析出大量弥散、细小、强化的析出相。析出相的析出提高了钢的强度，本 发明不锈钢的析出相中只看到椭球状的析出相，可以推断为是Fe2Mo型的Laves相，Fe2Mo型 的Laves相也是二次硬化钢中的典型强化相。

　　[0047]图14~17为1100°C固溶深冷后不同时效温度对试样力学性能的影响。

　　[0048] 试样1不锈钢经过1100 °C固溶处理lh+ (-78 °C深冷)+540 °C时效2次的热处理工艺， 抗拉强度达到1900MPa，冲击韧性达到ak60J/cm2，洛氏硬度HRC达到50，强韧性配合良好，可 以达到工程应用的基本性能要求。

　　[0049] 实施例2-9

　　[0050] 取试样2-9分别在不同条件下进行固溶+时效处理，工艺参数见表2,所得。

　　[0051] 对比例1-3

　　[0052]取试样1、2、3分别在不同条件下进行固溶+时效处理，工艺参数见表2。实验发现采 用对比例所述热处理方式所得马氏体时效不锈钢的屈服强度和冲击韧性有所降低，硬度和 抗拉强度也低于实施例。

　　[0053] 表2实施例不锈钢热处理工艺参数

　　[0054]

　　[0056]上述实施例只为说明本发明的技术构思及特点，其目的在于让熟悉此项技术的人 士能够了解本发明的内容并据以实施，并不能以此限制本发明的保护范围。凡根据本发明 精神实质所作的等效变化或修饰，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1. 一种马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:将马氏体时效不锈钢在1100°c ~1250°C下固溶处理40min~90min，水冷，然后进行深冷处理，最后在500°C~580°C下时效 处理两次，每次保温1~2h。2. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:所述固溶处理为 1100°C ~1150°C 下保温 50min ~80min，水冷。3. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:所述深冷处理为 采用液氮+酒精的混合溶液在-78 °C下进行深冷处理。4. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:所述时效处理为 540 °C下时效处理两次，每次保温2h。5. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:将马氏体时效不 锈钢在1100°C~1150°C下固溶处理50min~80min，水冷，然后采用液氮+酒精的混合溶液 在-78 °C下进行深冷处理，最后在540 °C下时效处理两次，每次保温2h。6. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于:所述马氏体时效 不锈钢为 lCrl4Col3Mo5。7. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于，所述马氏体时效 不锈钢的组成及重量百分比为：Cr :12.8-15.2，Co :12-14.5，Mo :4.0-5.5，Ni :0.5-2，C: 0.13-0.19,Μη： <0.20,Nb：0.2-0.3,Ti：0.2-0.3,Ρ： <0.02,S： <0.01,Si： <0.20,0< 0.005，N<0.02，Fe 余量。8. 按照权利要求1或7所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于，所述马氏体 时效不锈钢的组成及重量百分比为：Cr :13.0-15·0，(：〇: 12-14，Mo:4.0-5.5，Ni :0.5-1，C: 0.13-0.19,Μη： <Ο .20,Nb：Ο .2-0.3,Ti：Ο .2-0.3,Ρ： <Ο .02,S： <Ο .01, Si： <Ο .20,0< 0.005，N<0.02，Fe 余量。9. 按照权利要求1、3或5所述马氏体时效不锈钢的热处理方法，其特征在于，所述深冷 处理是时不锈钢在在5min内冷却至-78°C。

　　【文档编号】C21D1/78GK105838861SQ201610362018

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月26日

　　【发明人】都祥元, 孔凡亚, 徐殿鑫, 李红军, 郭诚, 陈雅文

　　【申请人】中国科学院金属研究所

　　一种马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法

　　【专利摘要】本发明的目的在于一种马氏体时效不锈钢变温循环相变细化晶粒的工艺方法，其特征在于，首先将经过固溶热处理的马氏体时效不锈钢在790℃?800℃条件下保温10?15min；然后降温10?20℃后保温10?15min；重复降温步骤2?3次，每次保温10?15min，最后冷却至室温。采用该方法可获得高位错密度的板条状马氏体组织，提高马氏体时效不锈钢的强度和韧性，使其强韧性配合良好。

　　【专利说明】

　　一种马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明涉及马氏体时效不锈钢，特别提供一种马氏体时效不锈钢循环相变细化晶 粒的方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 马氏体时效不锈钢因其具有良好的强韧性与耐蚀性，广泛的应用在航空、航天、核 技术、舰船、先进机械制造等高科技领域的承力耐蚀(或高温)部件。该钢种采用低碳马氏体 相变强化和时效强化效应叠加的手段使钢具有超高的强度的同时，还具有优异的综合性 能。从20世纪70年代以来，马氏体时效不锈钢从合金成分设计、冶炼工艺到强度级别都上升 了一个新的水平，特别是1997年Mart in等申请了马氏体时效不锈钢Custom465专利，将强度 级别从1600MPa推向了 1800Mpa。我国在2002年~2005年期间成功设计并研制出新型的超低 碳马氏体时效不锈钢F863,该钢是国内自主研发并具有自主知识产权的Cr-Ni-Co-Mo系马 氏体时效不锈钢，其强度达到1940Mpa的水平。

　　[0003] 但当前的马氏体时效不锈钢的发展也面临着一个突出的问题，即强韧性配合不够 优异，如何在保证马氏体时效不锈钢高强度的同时，研究如何提高韧性指标就有了重要的 理论意义和应用价值。

　　[0004] 细化晶粒对同时提高马氏体时效不锈钢的强度、韧性、塑性具有独特作用，常用方 法主要有如下几种：固溶热处理过程中进行形变热处理、冷加工后进行固溶热处理和反复 循环相变热处理等。固溶热处理获得超细的晶粒比较困难，同时又往往出现混晶现象;冷变 形之后，固溶热处理能获得细的晶粒，但加工变形处理容易在钢中产生织构，使马氏体时效 不锈钢的性能具有方向性，从而限制了马氏体时效不锈钢在某些关键件上的应用。循环固 溶热处理细化晶粒方法，利用了马氏体组织在加热向奥氏体逆转变时发生相变冷作硬化再 结晶的特点，可在无需塑性变形的情况下，有效地使奥氏体晶粒充分细化。在相同的时效规 程下，大幅度提高马氏体时效不锈钢的强度和塑性，特别适用于零件加工之前不能进行冷 热变形的情况。

　　【发明内容】

　　[0005] 本发明的目的在于一种马氏体时效不锈钢变温循环相变细化晶粒的工艺方法，采 用该方法可获得高位错密度的板条状马氏体组织，提高马氏体时效不锈钢的强度和韧性， 使其强韧性配合良好。

　　[0006] 本发明具体提供了一种马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在 于，具体步骤如下：

　　[0007] (1 )、将经过固溶热处理的马氏体时效不锈钢在7 9 0 °C - 8 0 0 °C条件下保温10 - 15min；

　　[0008] (2)、降温 10-20°C 后保温 10_15min;

　　[0009] (3)、重复步骤(2)2-3次，最后冷却至室温。

　　[0010] 其中：所述固溶热处理为1100°C~1200°C下处理40min~90min，水冷，优选方案 为：1100°(：下处理6〇111丨11，水冷。

　　[0011] 本发明所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:步骤（1)- (3)保温时间相同，步骤(2)、（3)中冷却速度优选为不小于100°(：/3。

　　[0012] 本发明所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于，最优选的 方案为:将马氏体时效不锈钢在1100 °C下固溶处理60min，水冷，在790 °C条件下保温15min， 再降温到780°C保温15min，然后降温到770°C保温15min，最后降温到760°C保温15min，冷却 至室温。采用该工艺处理所得不锈钢其晶粒平均尺寸约为15um左右，组织更加均匀细小。

　　[0013] 本发明所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:所述马氏 体时效不锈钢为lCrl4Col3Mo5。

　　[0014] 本发明所述马氏体时效不锈钢的组成及重量百分比优选为:Cr: ll-15，C〇: 10-14， Mo：3-5,Ni ： 1-3,C：0.001-0.3,Μη：0.01-0.1,Nb：0.01-0.05,P<0.01,S< 0.015,Si :0.01- 0· 1，Fe 余量。

　　[0015] 作为更优选的实施方案，所述马氏体时效不锈钢的组成及重量百分比为:(^:12_ 14,Co：12-13.5,Mo：4-5,Ni：1-2,C：0.001-0.2,Mn:0.05-0.08,Nb:0.03-0.05,P<0.01,S< 0.01，Si:0.01-0.1，Fe 余量。

　　【附图说明】

　　[0016] 图1是1180°C固溶热处理lh后试样钢的金相组织。

　　[0017] 图2实施例1循环相变细化晶粒的处理工艺。

　　[0018] 图3试样钢循环相变处理工艺第一阶段的金相组织。

　　[0019]图4试样钢循环相变处理工艺第二阶段的金相组织。

　　[0020]图5试样钢循环相变处理工艺第三阶段的金相组织。

　　[0021]图6试样钢循环相变处理工艺第四阶段的金相组织。

　　【具体实施方式】 [0022]试样的制备：

　　[0023] 选用高纯电解Fe，电解Ni，高纯Mo、Co等原料，采用超高真空感应炉熔炼25kg的钢 锭，试样钢成分如表1所示。钢锭在1100 °C ± 10 °C开锻，终锻温度为900°C ± 10°C，锻成Φ 40mm的棒材，锻件锻后在24h内进行退火处理，在860°C±10°C退火保温2-3小时，炉冷备用。 [0024]表1试样不锈钢化学成分(质量百分比％ )

　　[0025]

　　[0026] 实施例1

　　[0027] 取试样1不锈钢进行固溶处理，固溶热处理工艺为1100°C下处理60min，水冷。图1 为试样钢固溶处理后的金相组织，由图可见，固溶热处理后得到粗大且完全等轴化的奥氏 体晶粒，晶粒平均直径约为l〇〇um。

　　[0028] 图2为本实施例循环相变细化晶粒的处理工艺，其各个阶段的金相组织如图3-6所 不。

　　[0029]由图3-6可见，试样1不锈钢经过第一次790°CX15min循环相变后组织为明显的混 晶，晶粒大小不均匀;经过第二次780°CX15min循环相变处理后奥氏体晶粒已经发生明显 的再结晶，细小的奥氏体晶粒开始在原奥氏体晶粒边界出现，新生的晶核逐渐向晶内推移， 原奥氏体晶界逐渐消失，粗大的原奥氏体晶粒已经逐渐被细小的新生晶粒所填充;再经过 770°CX15min循环热处理后，晶粒进一步细化，再结晶的新奥氏体晶粒又发生了二次再结 晶，使再结晶的成核率提高，为下一次的再结晶提供了充分的动力学条件;经过最后一次 760°CX15min循环热处理，晶粒平均尺寸约为15um左右，得到均匀细小的组织，达到了细化 固溶态试样钢晶粒的目的。

　　[0030] 实施例2

　　[0031] 取试样2-9分别在不同条件下循环相变细化晶粒的处理，工艺参数见表2。实验发 现，随着循环相变的进行，试样钢的晶粒不断细化，最终得到均匀细小的组织。

　　[0032] 表2实施例不锈钢热处理工艺参数

　　[0033]

　　[0035]上述实施例只为说明本发明的技术构思及特点，其目的在于让熟悉此项技术的人 士能够了解本发明的内容并据以实施，并不能以此限制本发明的保护范围。凡根据本发明 精神实质所作的等效变化或修饰，都应涵盖在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1. 一种马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于，具体步骤如下： (1) 、将经过固溶热处理的马氏体时效不锈钢在790°c-800°c条件下保温10-15min; (2) 、降温 10-20°C 后保温 10_15min; (3 )、重复步骤(2) 2-3次，最后冷却至室温。2. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:所述 固溶热处理为ll〇〇°C~1200°C下处理40min~90min，水冷。3. 按照权利要求1或2所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于： 所述固溶热处理为ll〇〇°C下处理60min，水冷。4. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:步骤 (1) -(3)保温时间相同。5. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:步骤 (2) 、（3)中冷却速度不小于100°(：/3。6. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:具体 步骤为，将马氏体时效不锈钢在1100 °C下固溶处理60min，水冷，在790 °C条件下保温15min， 再降温到780°C保温15min，然后降温到770°C保温15min，最后降温到760°C保温15min，冷却 至室温。7. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于:所述 马氏体时效不锈钢为lCrl4Col3Mo5。8. 按照权利要求1所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于，所述 马氏体时效不锈钢的组成及重量百分比为：Cr :12.8-15.2，Co :12-14.5，Mo :4.0-5.5，Ni: 0.5-2,C：0.13-0.19,Mn： < 0.20 ,Nb ： 0.2-0.3 ,Ti ： 0.2-0.3 ,P ： <0.02,S： <0.01,Si： < 0.20,0< 0.005，N< 0.02，Fe余量。9. 按照权利要求1或8所述马氏体时效不锈钢循环相变细化晶粒的方法，其特征在于， 所述马氏体时效不锈钢的组成及重量百分比为:Cr :13.0-15.0，Co :12-14，Mo :4.0-5.5，Ni: 0.5-l,C：0.13-0.19,Mn： < 0.20 ,Nb ： 0.2-0.3 ,Ti ： 0.2-0.3 ,P ： <0.02,S： <0.01,Si： < 0.20,0< 0.005，N< 0.02，Fe余量。

　　【文档编号】C22C38/52GK105838862SQ201610362103

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月26日

　　【发明人】都祥元, 孔凡亚, 徐殿鑫, 李红军, 郭诚, 陈雅文

　　【申请人】中国科学院金属研究所

　　一种低温辅助超声表面滚压强化装置和加工方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种低温辅助超声表面滚压强化装置和加工方法，装置由设有夹持把手的表面滚压构件、加载构件及加热构件组成，加载构件装在表面滚压构件尾端，于加载构件端面上依次安装弹簧、压力传感器、挡板、换能器、变幅杆，变幅杆经导向套安装一前端装有滚轮的滚压头；表面滚压构件外侧连接一超声波发声器；加热构件设有温控器、以及由其连接控制的加热丝。本发明的加工方法是利用超声滚压技术和低温加热处理相结合，在利用低温加热使材料软化的基础上，通过换能器将超声频电信号转换为超声机械振动,经变幅杆放大后，输出具有一定幅值的振动传递到滚压头上,实现了滚压头在滚压的过程中与工件间的高速振动,从而更好的细化工件表层材料晶粒，并产生了更大的压残余应力和高的表面硬度。

　　【专利说明】

　　一种低温辅助超声表面滚压强化装置和加工方法

　　技术领域

　　[0001 ]本发明属于表面加工技术领域，涉及一种表面滚压强化装置，具体涉及一种低温辅助超声表面滚压强化装置和加工方法。

　　【背景技术】

　　[0002]作为表面强化技术中的一种，超声表面滚压可以有效的降低材料表面的粗糙度，提高材料的表面显微硬度，产生残余压应力，同时也可以改变材料表层的微观结构;从而可以有效的改善材料的耐磨性和抗疲劳性能。但是，仅仅的表面强化处理对材料表层性能的提高还是比较有限的。目前国内外都比较关注如何将表面强化处理技术和其他一些表面改性技术结合起来，例如有超声冲击+电火花，表面涂层+滚压处理，表面渗氮+滚压处理等;为的是在现有基础上，使材料表面性能获得较大幅度的提高，从而有效的改善材料的耐磨性和抗疲劳性能。

　　【发明内容】

　　[0003]针对现有表面强化技术中的问题和不足，本发明的目的在于提供一种低温辅助超声表面滚压强化装置和方法，该装置结构简单，操作方便，适用性强，它通过低温辅助加热和超声表面滚压强化的结合，来获得具有更好性能的表面改性层，解决了现有技术存在的上述问题

　　[0004]本发明公开了一种低温辅助超声表面滚压强化装置，所采用的技术方案是，它由设有夹持把手的表面滚压构件、加载构件及加热构件组成，所述加载构件装在表面滚压构件尾端，于加载构件端面上依次安装弹簧、压力传感器、挡板、换能器、变幅杆，所述变幅杆经导向套安装一前端装有滚轮的滚压头;所述表面滚压构件外侧连接一超声波发声器;所述的加热构件设有温控器、以及由其连接控制的加热丝。

　　[0005]本发明所述的低温辅助的超声滚压表面强化装置，其特征还在于，

　　[0006]所述的滚压头上设有一个与滚轮轴孔联通的润滑孔。

　　[0007]所述的加热构件为一个能套装于加工工件外圆上两半圆构件，夕卜部包覆有由娃酸铝纤维材料制作的保温层。

　　[0008]所述的滚轮为椭圆形滚柱，硬度为HRC68?72，与被加工工件之间为线接触。

　　[0009]所述的温控器具有较好的控制精度，误差范围为±5°C。

　　[0010]本发明还公开了一种使用低温辅助超声滚压表面强化装置的加工方法，其特征在于:该加工方法按以下步骤进行，

　　[0011 ]步骤一、安装固定工件于卧式车床卡盘上;将表面滚压构件固定于车床刀架，并将滚压头的滚轮与工件对中；

　　[0012]步骤二、将加热构件套装于被加工工件上，通过温控器设定加热构件的加热温度、保温时段；

　　[0013]步骤三、调整径向进给量，启动换能器、超声波发声器，通过加载构件施加滚压载荷；

　　[0014]步骤四、加热构件温度达到预定温度、且保温一段时间后，即可对工件进行表面超声滚压强化处理。

　　[0015]本发明所述的低温辅助超声滚压表面强化的加工方法，其特征还在于:

　　[0016]该加工方法的工艺参数为:换能器滚压输出超声振幅为5?20μπι，轴向进给量为

　　0.05?2!111]1/^6￥，工件的旋转速度为20?150印1]1，低温辅助加热构件的加热温度为50?150°C，温控制器的误差为±5°C，滚压载荷为300Ν?900Ν，超声波振动频率为20kHz?40kHz。

　　[0017]本发明低温辅助超声表面滚压强化装置和方法，利用超声滚压技术和低温加热处理相结合，使材料表面产生具有更好性能的改性层。通过换能器将超声频电信号转换为超声机械振动，经变幅杆放大后，输出为具有一定幅值的振动，并传递到滚压头上，实现了滚压头在滚压的过程中与工件间的高速振动，将能量传于工件表面的改性层。低温辅助加热构件可以使被滚压材料软化，经超声滚压后可出现更大的塑性变形，更好的细化材料表层晶粒，产生更大的压残余应力和高的表面硬度。对于易氧化的材料，也可以将空气中的氧元素引入到材料表面，从而在材料表面形成一层薄的氧化层。使材料表面改性层具有更高的硬度，以及更好的耐磨性和抗疲劳性能。

　　【附图说明】

　　[0018]图1为本发明低温辅助的超声表面滚压装置结构示意图；

　　[0019]图2为本发明低温辅助的超声表面滚压装置滚压头结构示意图；

　　[0020]图3为没有利用本发明加热辅助的超声滚压的材料截面SEM图；

　　[0021 ]图4为利用本发明进行低温辅助超声表面滚压的材料截面SEM图；

　　[0022]图5为利用本发明进行低温辅助超声表面滚压的材料表层显微硬度图；

　　[0023]图6为利用本发明进行低温辅助超声表面滚压的材料表层残余应力图。

　　[0024]图中，1.表面滚压构件，2.加载构件，3.加热构件，4.弹簧，5.压力传感器，6.挡板，

　　7.换能器，8.变幅杆，9.导向套，10.滚压头，11.滚轮，12.超声波发声器，13.温控器，14.加热丝，15.润滑孔，16.保温层，17.夹持把手。

　　【具体实施方式】

　　[0025]下面结合附图和【具体实施方式】对本发明进行详细说明。

　　[0026]—种低温辅助超声表面滚压强化装置，如图1和图2所示，它由设有夹持把手17的表面滚压构件1、加载构件2及加热构件3组成，加载构件2装在表面滚压构件I尾端，于加载构件2端面上依次安装弹簧4、压力传感器5、挡板6、换能器7、变幅杆8，变幅杆8经导向套9安装一前端装有滚轮11的滚压头10，滚压头10上设有一个与滚轮11轴孔联通的润滑孔15;表面滚压构件I外侧连接一超声波发声器12。

　　[0027]本发明的加热构件3为一个能套装于加工工件外圆上两半圆构件，加热构件3设有温控器13、以及由其连接控制的加热丝14。外部包覆有由硅酸铝纤维材料制作的保温层16，温控器13具有较好的控制精度，误差范围为±5°C。

　　[0028]本发明所述的滚轮11为椭圆形滚柱，硬度为HRC68?72，与被加工工件之间为线接触。

　　[0029]本发明低温辅助超声滚压表面强化的加工方法，按以下步骤进行，

　　[°03°]步骤一、安装固定工件于卧式车床卡盘上;将表面滚压构件I固定于车床刀架，并将滚压头10的滚轮11与工件对中；

　　[0031]步骤二、将加热构件3套装于被加工工件上，通过温控器13设定加热构件3的加热温度、保温时段；

　　[0032]步骤三、调整径向进给量，启动换能器7、超声波发声器12，通过加载构件2施加滚压载荷；

　　[0033]步骤四、加热构件3温度达到预定温度、且保温一段时间后，即可对工件进行表面超声滚压强化处理。

　　[0034]本发明加工方法的工艺参数为:换能器7滚压输出超声振幅为5?20μπι，轴向进给量为0.05?2mm/reV，工件的旋转速度为20?150rpm，低温辅助加热构件2的加热温度为50?150°C，温控制器的误差为±5°C，滚压载荷为300N?900N，超声波振动频率为20kHz?40kHz ο

　　[0035]本发明超声滚压的加载构件2为超声振动提供负载，压力传感器5用于测量所加载荷的大小;压力传感器5与弹簧4相连，用于传递载荷和缓冲振动;换能器7用于将超声波发生器12产生的超声频电信号转换为超声机械振动，变幅杆8与滚压头10相连，超声振动经变幅杆8放大后，输出为滚压头10具有一定幅值的振动;滚压头10固定在变幅杆8前端，滚压头10上的滚轮11可以实现径向转动和轴向滑动的运动;滚压头10上设有一个与滚轮11轴孔联通的润滑孔15，用于添加耐热的润滑油。

　　[0036]本发明加热构件3为一个能套装于加工工件外圆上两半圆构件，置于滚压头10的前端，安装于床身导轨上;使用时套装在被加工工件上，加工工件与两半圆构件的加热构件3留有一定的间隙，不与材料接触，由一个智能的温控器13控制，对材料的加热主要由加热丝14实现，周围用硅酸铝纤维材料制作的保温层16保温。

　　[0037]在进行低温辅助超声滚压强化时，先将本发明超声表面滚压装置的表面滚压构件I通过其夹持把手17固定于机床进给刀架上，然后将工件装夹在机床卡盘上加紧固定，并将滚轮11和工件对中；再将装在机床上的加热构件3，套在被加工工件上，通过温控器13设定温度，当达到设定温度后，保温一段时间，通过加载构件2对表面滚压构件I施加滚压载荷，然后经滚压头10上的润滑孔15通入润滑油，之后即可进行超声滚压处理。整个过程中工件旋转，本发明低温辅助超声表面滚压强化装置做轴向运动。

　　[0038]实施例

　　[0039]以铸造的T1-6A1_4V合金棒为加工对象，利用低温辅助超声表面滚压装置对材料的表面性能进行强化处理。

　　[0040]T1-6A1_4V棒材经低温辅助超声表面滚压处理后，可得到一层较厚的表面改性层，且力学性能得到了较大改善。具体的参数如下:工件长为150mm，半径为50mm，主轴的转速为56rpm，轴向进给量为0.05mm/rev,加热温度为100°C，保温时间为半小时，润滑介质为耐高温润滑油，超声滚压的载荷为600N，滚压的方向为单向，在同一段材料滚压了 2次。整个操作过程是在卧式机床上实现的。

　　[0041]图3为没有利用加热辅助的超声滚压材料截面的电子扫描显像图，图4为利用了本发明进行低温辅助超声表面滚压材料截面电子扫描显像图。通过比较，由图4可见，经过低温辅助超声表面滚压的材料具有较好的晶粒细化效果，较厚的变形层，且材料的变形程度明显大于前者，这说明低温辅助超声表面滚压处理使材料具有较好的表面改性层。

　　[0042]图5为采用低温辅助超声表面滚压的材料沿深度方向的显微硬度梯度图，可见低温辅助超声表面滚压的材料具有较高的表面显微硬度和较深的硬化层。由于钛合金为易氧化材料，在加温过程中将空气中的氧元素引入到材料表面，形成了一层具有较高硬度的薄氧化层，同时加热也使钛合金材料产生了一定的软化，所以经超声滚压后产生了较深的改性层。

　　[0043]图6为采用低温辅助超声表面滚压的材料沿深度方向的残余应力图，可见低温辅助超声表面滚压的材料具有较大的残余应力，且影响的深度较大。说明低温辅助超声表面滚压在材料表层产生了较大的塑性变形，且变形层的厚度较大。这对于提高材料的耐磨性和抗疲劳性能有很大的帮助。

　　[0044]相对于为常温的超声滚压加工，低温辅助的超声滚压加工后的材料表层具有较好的晶粒细化效果和较厚的变形层，且在同一温度和载荷下的两次超声滚压会增加晶粒细化的效果和变形层的厚度。

　　[0045]上述实施方式只是本发明的一个实例，不是用来限制发明的实施与权利范围，凡依据本发明申请专利保护范围所述的内容做出的等效变化和修饰，均应包括在本发明申请专利范围内。

　　【主权项】

　　1.一种低温辅助超声表面滚压强化装置，其特征在于:它由设有夹持把手的表面滚压构件(I)、加载构件(2)及加热构件(3)组成，所述加载构件(2)装在表面滚压构件(I)尾端，于加载构件(2)端面上依次安装弹簧(4)、压力传感器(5)、挡板(6)、换能器(7)、变幅杆(8)，所述变幅杆(8)经导向套(9)安装一前端装有滚轮(11)的滚压头(10);所述表面滚压构件(I)外侧连接一超声波发声器(12);所述的加热构件(3)设有温控器(I3)、以及由其连接控制的加热丝(14)。2.根据权利要求1所述的低温辅助的超声滚压表面强化装置，其特征在于，所述的滚压头(10)上设有一个与滚轮(11)轴孔联通的润滑孔(15)。3.根据权利要求1所述的低温辅助的超声滚压表面强化装置，其特征在于，所述的加热构件(3)为一个能套装于加工工件外圆上两半圆构件，外部包覆有由硅酸铝纤维材料制作的保温层(16)。4.根据权利要求1所述的低温辅助的超声滚压表面强化装置，其特征在于，所述的滚轮(II)为椭圆形滚柱，硬度为HRC68?72，与被加工工件之间为线接触。5.根据权利要求1所述的低温辅助的超声滚压表面强化装置，其特征在于:所述的温控器(13)具有较好的控制精度，误差范围为± 5°C。6.—种使用权利要求1所述低温辅助超声滚压表面强化装置的加工方法，其特征在于:该加工方法按以下步骤进行， 步骤一、安装固定工件于卧式车床卡盘上;将表面滚压构件(I)固定于车床刀架，并将滚压头(1)的滚轮(11)与工件对中； 步骤二、将加热构件(3)套装于被加工工件上，通过温控器(13)设定加热构件(3)的加热温度、保温时段； 步骤三、调整径向进给量，启动换能器(7)、超声波发声器(12)，通过加载构件(2)施加滚压载荷； 步骤四、加热构件(3)温度达到预定温度、且保温一段时间后，即可对工件进行表面超声滚压强化处理。7.根据使用权利要求6所述低温辅助超声滚压表面强化装置的加工方法，其特征在于:该加工方法的工艺参数为:换能器(7)滚压输出超声振幅为5?20μπι，轴向进给量为0.05?2mm/reV，工件的旋转速度为20?150rpm，低温辅助加热构件(2)的加热温度为50?150°C，温控制器的误差为±5°C，滚压载荷为300N?900N，超声波振动频率为20kHz?40kHz。

　　【文档编号】C21D7/04GK105838863SQ201610352680

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月24日

　　【发明人】屈盛官, 李刚, 潘玉祥, 李小强

　　【申请人】华南理工大学

　　一种万向节叉的热处理工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种万向节叉的热处理工艺，采将合金钢加热至熔点得到合金钢溶液，将合金钢溶液放置万向节叉模具中，冷却成万向节叉工件，采用脉冲扫描仪对万向节叉工件进行扫描，并且通过打磨机进行打磨，将万向节叉工件放置可控气氛中进行整体加热，加热至800℃，保持3小时，将加热的万向节叉工件进行退火处理，放置流动的可控气氛中缓慢冷却至100℃，与现有技术相比，本技术方案使传动轴总成装配工艺的精度更高，使用寿命更长，不需要太多的人力，并且对人员的技术要求并不高，间接的降低了企业的开销，同时制造成本低，采用机械手臂代替人力，并且采用脉冲扫描仪对工件进行扫描，避免了误差的存在，同时提高效率，保证质量。

　　【专利说明】

　　一种万向节叉的热处理工艺

　　技术领域

　　[0001 ]本发明涉及万向节叉热处理工艺领域，具体为一种万向节叉的热处理工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]万向节即万向接头，英文名称universal joint，是实现变角度动力传递的机件，用于需要改变传动轴线方向的位置，它是汽车驱动系统的万向传动装置的“关节”部件，万向节与传动轴组合，称为万向节传动装置，在前置发动机后轮驱动的车辆上，万向节传动装置安装在变速器输出轴与驱动桥主减速器输入轴之间；而前置发动机前轮驱动的车辆省略了传动轴，万向节安装在既负责驱动又负责转向的前桥半轴与车轮之间，在现如今的传动轴总成装配工艺中，大多数企业对万向节叉的热处理仅仅处于一次处理，这样虽然加快了生产效率，但是却无法保证万向节叉的质量。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的在于提供一种万向节叉的热处理工艺，以解决上述【背景技术】中提出的问题。

　　[0004]本发明的目的是通过下述技术方案予以实现:一种万向节叉的热处理工艺，具体工艺步骤如下:

　　第一步:将合金钢加热至熔点得到合金钢溶液；

　　第二步:将合金钢溶液放置万向节叉模具中，冷却成万向节叉工件；

　　第三步:采用脉冲扫描仪对万向节叉工件进行扫描，并且通过打磨机进行打磨；

　　第四步:将万向节叉工件放置可控气氛中进行整体加热，加热至800 0C，保持3小时； 第五步:将加热的万向节叉工件进行退火处理，放置流动的可控气氛中缓慢冷却至100

　　°C；

　　第六步:将冷却后的万向节叉工件再次加热至500°C，随后进行正火，保持3小时； 第七步:将正火过后的万向节叉工件进行淬火，采用油作为冷却介质；

　　第八步:将淬火过后的万向节叉工件进行回火，加热至500°C，放在空气中自然冷却，得到成品。

　　[0005]与现有技术相比，本技术方案使万向节叉的质量更上一层楼，采用自动化生产，并且能够将刚加工好的万向节叉及时进行热处理，不仅节约了时间，同时提高效率，保证质量。

　　【具体实施方式】

　　[0006]下面结合【具体实施方式】进一步的说明，但是下文中的【具体实施方式】不应当做被理解为对本体发明的限制，本领域普通技术人员能够在本发明基础上显而易见地作出的各种改变和变化，应该均在发明的范围之内。

　　[0007]—种万向节叉的热处理工艺，具体工艺步骤如下: 第一步:将合金钢加热至熔点得到合金钢溶液；

　　第二步:将合金钢溶液放置万向节叉模具中，冷却成万向节叉工件；

　　第三步:采用脉冲扫描仪对万向节叉工件进行扫描，并且通过打磨机进行打磨；

　　第四步:将万向节叉工件放置可控气氛中进行整体加热，加热至800 0C，保持3小时； 第五步:将加热的万向节叉工件进行退火处理，放置流动的可控气氛中缓慢冷却至100

　　°C；

　　第六步:将冷却后的万向节叉工件再次加热至500°C，随后进行正火，保持3小时； 第七步:将正火过后的万向节叉工件进行淬火，采用油作为冷却介质；

　　第八步:将淬火过后的万向节叉工件进行回火，加热至500°C，放在空气中自然冷却，得到成品。

　　【主权项】

　　1.一种万向节叉的热处理工艺，其特征在于:具体工艺步骤如下: 第一步:将合金钢加热至熔点得到合金钢溶液； 第二步:将合金钢溶液放置万向节叉模具中，冷却成万向节叉工件； 第三步:采用脉冲扫描仪对万向节叉工件进行扫描，并且通过打磨机进行打磨； 第四步:将万向节叉工件放置可控气氛中进行整体加热，加热至800 0C，保持3小时； 第五步:将加热的万向节叉工件进行退火处理，放置流动的可控气氛中缓慢冷却至100°C； 第六步:将冷却后的万向节叉工件再次加热至500°C，随后进行正火，保持3小时； 第七步:将正火过后的万向节叉工件进行淬火，采用油作为冷却介质； 第八步:将淬火过后的万向节叉工件进行回火，加热至500°C，放在空气中自然冷却，得到成品。

　　【文档编号】C21D1/26GK105838864SQ201610366452

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月30日

　　【发明人】方雪锋

　　【申请人】方雪锋

　　一种全自动高温淬火装置的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种全自动高温淬火装置，包括工作台，固设于工作台的送料斗，可相对于送料斗升降且可将送料斗内的棒料顶出的顶料机构，设于顶料机构一侧的送料机构，位于送料机构滑动方向一端的淬火炉，位于顶料机构设有送料机构的一侧且可相对于工作台升降的出料机构，设于出料机构远离顶料机构的一侧且倾斜设置的出料板；接料机构承接顶料机构顶出的棒料，送料机构可相对于工作台往复移动，顶料机构、送料机构、出料机构和淬火炉均连接于控制器。顶料机构将送料斗内的棒料经导料板送至送料机构，送料机构将棒料一端送入淬火炉内淬火处理，送料机构将棒料移出淬火炉，出料机构将棒料顶出送料机构并送至储料斗，提高了棒料的淬火效率。

　　【专利说明】

　　一种全自动高温淬火装置

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及淬火装置领域，尤其涉及一种全自动高温淬火装置。

　　【背景技术】

　　[0002]在对棒状的工件进行淬火处理时，现有方式通常是在淬火炉旁设置夹紧装置，然后人工把工件的一端通过夹紧装置夹紧，使工件的另一端伸入淬火炉内，开启淬火炉对深入淬火炉内的工件端进行淬火处理，淬火处理完成后操作人员采用其他设备装置把工件取走。采用上述方式对工件进行淬火处理时，工件的淬火处理效率较低，由于淬火炉的温度较高，取放工件时易使操作人员受伤，且存在严重浪费人力资源的问题。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的在于提供一种全自动高温淬火装置，提高淬火效率，降低生产成本。

　　[0004]为达此目的，本发明采用以下技术方案:

　　[0005]—种全自动高温淬火装置，包括工作台，固设于工作台的送料斗，可相对于送料斗升降且可将送料斗内的棒料顶出的顶料机构，设于顶料机构一侧且与其相接的送料机构，位于送料机构滑动方向一端的淬火炉，位于顶料机构设有送料机构的一侧且可相对于工作台升降的出料机构，以及设于出料机构远离顶料机构的一侧且倾斜设置的出料板;所述送料机构可相对于工作台往复移动，所述接料机构承接顶料机构顶出的棒料，所述顶料机构、送料机构、出料机构和淬火炉均连接于控制器。

　　[0006]进一步的，所述顶料机构包括固设于工作台且连接于控制器的顶料气缸，以及由顶料气缸驱动相对于送料斗升降且一端从送料斗底部伸入的顶料板，所述顶料板与送料斗的背板接触，且其上端面设有截面为弧形的顶料槽，所述顶料槽的弧形截面的圆心指向背板一侧。

　　[0007]进一步的，所述背板远离顶料板的一侧设有与其相接且倾斜设置的导料板，所述背板的上端面为倾斜面且其倾斜方向与导料板的倾斜方向相同，所述背板的上端面靠近导料板一侧的高度小于其靠近顶料板一侧的高度。

　　[0008]进一步的，所述送料机构包括固设于工作台且连接于控制器的平移气缸，由平移气缸驱动沿工作台往复移动的滑动板，以及固设于滑动板且位于导料板远离背板的一侧的夹爪气缸，所述夹爪气缸连接于控制器且其上的夹爪承接从导料板滑落的棒料。

　　[0009]进一步的，所述送料机构还包括固设于滑动板且与导料板相接的接料板，所述接料板上设有承接导料板上滑落的棒料的接料槽，所述接料槽的截面形状为V字型;所述接料板设有两个且对称设于夹爪气缸的两侧。

　　[0010]进一步的，所述出料机构设有两个且对称设于夹爪气缸的两侧;所述出料机构包括固设于滑动板且连接于控制器的出料气缸，由出料气缸驱动相对于工作台升降且位于导料板远离背板的一侧的顶料柱，所述顶料柱的上端面为倾斜面且倾斜方向与导料板的倾斜方向相同；所述顶料柱将夹爪气缸的夹爪内的棒料顶出。

　　[0011]进一步的，所述顶料槽和接料槽内均设有连接于控制器的传感器，以检测送料斗和接料槽内是否有棒料;所述淬火炉上设有连接于控制器的温度传感器。

　　[0012]进一步的，所述出料板设于接料板远离背板的一侧且与接料板相接设置，所述出料板固设于工作台且其倾斜方向与导料板的倾斜方向相同。

　　[0013]进一步的，所述出料板远离接料板的一侧设有与其相接的储料斗。

　　[0014]进一步的，所述工作台上固设有固定板，所述固定板上设有滑轨，所述滑动板上设有与滑轨相适配的滑槽。

　　[0015]本发明的有益效果:通过顶料机构将送料斗内的棒料经导料板送至送料机构内，送料机构对棒料进行夹紧后，将棒料的一端送入淬火炉内进行淬火处理，而后通过送料机构将棒料移出淬火炉，出料机构将棒料顶出送料机构并经出料板送至储料斗内，完成对棒料的淬火处理。采用该淬火装置无需人工的放料取料，节省了人力资源，提高了棒料的淬火效率，降低了生产成本。

　　【附图说明】

　　[0016]图1是本发明所述全自动高温淬火装置的结构示意图；

　　[0017]图2是本发明所述顶料机构、送料机构和出料机构的结构示意图；

　　[0018]图3是图2中III处的局部放大示意图；

　　[0019]图4是图2的另一视角的立体结构图；

　　[0020]图5是图4中II处的局部放大示意图；

　　[0021]图6是图2中I出的局部放大示意图。

　　[0022]图中:

　　[0023]1、工作台；11、固定板;111、滑轨；12、支撑架;2、送料斗;21、背板;3、顶料机构;31、顶料气缸;32、顶升板;33、顶料板;331、顶料槽;34、导向柱;4、导料板;5、送料机构;51、平移气缸;511、固定座；512、连接板;52、滑动板;53、夹爪气缸;54、接料板;541、接料槽;6、出料机构;61、出料气缸;62、顶料柱;7、淬火炉;8、出料板;9、储料斗；1、控制器。

　　【具体实施方式】

　　[0024]下面结合附图并通过【具体实施方式】来进一步说明本发明的技术方案。

　　[0025]如图1所示，本实施例提供了一种全自动高温淬火装置，用于对棒料进行淬火处理，该淬火装置包括工作台1、送料斗2、顶料机构3、送料机构5、出料机构6、淬火炉7、出料板8以及储料斗9，上述顶料机构3、送料机构5、出料机构6以及淬火炉7均连接于控制器10。其中，

　　[0026]所述工作台I的上端面上固设有固定板11，如图2和图3所示，所述固定板11的上端面上设有滑轨111;所述固定板11下端面固设有贯穿工作台I的支撑架12。

　　[0027]所述送料斗2为V字型结构的料斗，送料斗2的下端开设有送料口(图中未示出)，将待淬火处理的棒料置于送料斗2内。

　　[0028]如图4所示，所述顶料机构3包括固设于支撑架12下端且连接于控制器10的顶料气缸31，所述顶料气缸31的输出端连接有顶升板32，所述顶升板32的一侧固设有一端伸入送料口的顶料板33，通过顶料气缸31驱动顶料板33向送料斗2的上端移动。本实施例中，所述顶料板33的长度略小于送料口的长度，其宽度略小于送料口的宽度，使顶料板33在穿过送料口时不与送料口的内壁接触，避免顶料板33的外壁与送料口的内壁之间产生摩擦，同时可防止棒料从顶料板33与送料口之间的缝隙漏出。

　　[0029]作为优选技术方案，如图2所示，所述顶升板32两端设有关于顶料气缸31对称的导向柱34，所述导向柱34贯穿顶升板32且与顶升板32滑动设置，所述导向柱34的上端穿过顶升板32后固接于固定板U。在顶料气缸31驱动顶升板32带动顶料板33上升或下降的过程中，顶升板32将沿导向柱34的轴向滑动，即相对于导向柱34上升或下降，通过导向柱34对顶升板32的上升或下降进行导向。

　　[0030]如图4和图5所示，所述顶料板33的一侧面与送料斗2的背板21接触，且其上端面设有截面为弧形的顶料槽331，所述顶料槽331的弧形截面的圆心指向背板21—侧。在送料斗2内存放有棒料时，通过顶料气缸31驱动顶料板33沿送料斗2上升，其中一根棒料将置于顶料槽331内，由于顶料槽331的弧形截面的圆心指向背板21—侧，棒料部分外壁将与背板21内壁接触，棒料由顶料槽331和背板21内壁共同支撑;随着顶料板33的上升，当顶料槽331靠近背板21的一端接触到背板21的上端面时，棒料将滑入背板21的上端面内，此时顶料气缸31将驱动顶料板33下降。优选的，初始位置时顶料槽331置于送料口内，便于将送料斗2底部的棒料送至背板21的上端面内。

　　[0031]本实施例中所述顶料槽331也可以设置为其他结构，只需使顶料槽331靠近背板21的一端接触到背板21的上端面时棒料能够滑入背板21的上端面内即可;如顶料槽331截面形状为L型且顶料槽331的底壁倾斜设置，并使顶料槽331的底壁靠近背板21的一侧的高度低于其远离背板21—侧的高度。

　　[0032]本实施例中所述顶料槽331内设有连接于控制器10的传感器，用于检测顶料槽331内是否有棒料，如果没有顶料槽331内没有棒料，顶料气缸31将驱动顶料板33下移进行取料;如果顶料槽331内有棒料，顶料气缸31将驱动顶料气缸33上升将棒料送至背板21。

　　[0033]如图5所示，所述背板21远离顶料板33的一侧设有与其相接且倾斜设置的导料板4，所述背板21的上端面为倾斜面且其倾斜方向与导料板4的倾斜方向相同，所述背板21的上端面靠近导料板4 一侧的高度小于其靠近顶料板33—侧的高度。棒料进入背板21的上端面之后，由于背板21和导料板4相接且倾斜方向相同，棒料将经背板21进入导料板4，而后经过导料板4落入与导料板4相接的送料机构5内。

　　[0034]如图6所示，所述送料机构5包括固设于工作台I且连接于控制器10的平移气缸51，由平移气缸51驱动相对于工作台I往复移动的滑动板52，具体的，所述工作台I上固设有固定座511，所述平移气缸51的缸体固接于固定座511，其伸出端连接有连接板512，所述连接板512固设于滑动板52，所述滑动板52与固定板11相对的面上设有与滑轨111相适配的滑槽(图中未示出)，通过平移气缸51驱动滑动板52的滑槽相对于滑轨111滑动，实现滑动板52沿工作台I的往复移动，通过滑轨111和滑槽的配合，提高了滑动板52沿工作台I往复移动过程中的稳定性。

　　[0035]所述滑动板52上固设有连接于控制器10的夹爪气缸53，所述夹爪气缸53位于导料板4远离背板21的一侧，所述夹爪情感53的夹爪承接从导料板4滑落的棒料。即当该夹爪气缸53的夹爪处于打开状态时，使导料板4上棒料滑落入夹爪内，通过控制装置控制夹爪气缸53的夹爪闭合夹紧工件，平移气缸51将驱动滑动板52带动夹爪气缸53上的棒料向淬火炉7移动并将棒料的一端送入淬火炉7内进行淬火处理，在淬火处理一定时间后，平移气缸51将驱动滑动板52带动夹爪气缸53上的棒料远离淬火炉8，并使滑动板52回复至初始位置。

　　[0036]作为优选技术方案，所述淬火炉7的外壁上设有连接于控制器10的温度传感器(图中未示出)，通过温度传感器实时监测淬火炉7内的温度，使淬火炉7内的温度保持在预设范围内，如果不在该范围内可对淬火炉7的加热装置进行调整。

　　[0037]所述出料机构6包括固设于滑动板52且连接于控制器的出料气缸61，以及由出料气缸61驱动相对于工作台I升降且位于导料板4远离背板21的一侧的顶料柱62，所述顶料柱62的上端面为倾斜面且倾斜方向与导料板4的倾斜方向相同，所述顶料柱62将夹爪气缸的夹爪内的棒料顶出。淬火处理完毕后，夹爪气缸53的夹爪张开，出料气缸61驱动顶料柱62上移，顶料柱62的上端面将推动棒料上移，当棒料脱离夹爪时，由于顶料柱62的上端面为倾斜面且与导料板4的倾斜方向相同，随着顶料柱62的继续上移，棒料将在顶料柱62的作用下滑落至出料板8上。本实施例中所述出料机构6设有两个且对称设于夹爪气缸53的两侧，且两个所述夹爪气缸53同步运行，通过两个出料机构6保证将棒料拨离夹爪时，棒料的能够完全离开夹爪，而不至于一端离开夹爪而另一端卡在夹爪内。

　　[0038]作为优选技术方案，由于夹爪气缸53的夹爪结构导致不便于将棒料从夹爪内拨出，本实施例所述滑动板52上固设有接料板54，所述接料板54上设有承接导料板上滑落的棒料的接料槽541，所述接料槽541的截面形状为V字型；从导料板4上滑落的棒料落入接料槽541内，而后再通过夹爪气缸53夹紧棒料。待棒料热处理完毕后，松开夹爪，由于接料槽541的截面形状为V字型，而顶料柱62的上端面为倾斜面，因此通过顶料柱62能够顺利的将棒料拨离接料槽541和夹爪。由于待处理的物料为棒料，以便于顺利的接到从导料板4上滑落的棒料且棒料不从接料槽541—端滑脱，本实施例所述接料板54设有两个且对称设于夹爪气缸53的两侧，更便于将棒料从夹爪内拨出时棒料的两端均能脱离接料槽541。本实施例中，所述接料槽541内设有连接于控制器6的传感器，以检测接料槽541内是否有棒料，如果接料槽541内接到棒料，夹爪气缸53的夹爪将对棒料进行夹紧，如果接料槽541内没有棒料，控制器6将控制顶料气缸31驱动顶料板33上升进行送料。

　　[0039]本实施例中，所述出料板8设于接料板54远离背板21的一侧且与接料板54相接设置，所述出料板8固设于工作台I且其倾斜方向与导料板4的倾斜方向相同。淬火处理完毕后，脱离送料机构5的棒料将滑落至出料板8上，在所述出料板8远离接料板54—侧设有与其相接的储料斗9，由于出料板8倾斜设置，棒料落入出料板8之后将沿出料板8滑动，最终落入储料斗9内。

　　[0040]显然，本发明的上述实施例仅仅是为了清楚说明本发明所作的举例，而并非是对本发明的实施方式的限定。对于所属领域的普通技术人员来说，在上述说明的基础上还可以做出其它不同形式的变化或变动。这里无需也无法对所有的实施方式予以穷举。凡在本发明的精神和原则之内所作的任何修改、等同替换和改进等，均应包含在本发明权利要求的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.一种全自动高温淬火装置，其特征在于，包括工作台(I)，固设于工作台(I)的送料斗(2)，可相对于送料斗(2)升降且可将送料斗(2)内的棒料顶出的顶料机构(3)，设于顶料机构(3)一侧且与其相接的送料机构(5)，位于送料机构(5)滑动方向一端的淬火炉(7)，位于顶料机构(3)设有送料机构(5)的一侧且可相对于工作台(I)升降的出料机构(6)，以及设于出料机构(6)远离顶料机构(3)的一侧且倾斜设置的出料板(8);所述送料机构(5)可相对于工作台(I)往复移动，所述接料机构(5)承接顶料机构(3)顶出的棒料，所述顶料机构(3)、送料机构(5)、出料机构(6)和淬火炉(7)均连接于控制器(10)。2.根据权利要求1所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述顶料机构(3)包括固设于工作台(I)且连接于控制器(10)的顶料气缸(31)，以及由顶料气缸(31)驱动相对于送料斗(2)升降且一端从送料斗(2)底部伸入的顶料板(33)，所述顶料板(33)与送料斗(2)的背板(21)接触，且其上端面设有截面为弧形的顶料槽(331)，所述顶料槽(331)的弧形截面的圆心指向背板(21) —侧。3.根据权利要求2所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述背板(21)远离顶料板(33)的一侧设有与其相接且倾斜设置的导料板(4)，所述背板(21)的上端面为倾斜面且其倾斜方向与导料板(4)的倾斜方向相同，所述背板(21)的上端面靠近导料板(4)一侧的高度小于其靠近顶料板(33)—侧的高度。4.根据权利要求3所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述送料机构(5)包括固设于工作台(I)且连接于控制器(10)的平移气缸(51)，由平移气缸(51)驱动沿工作台(I)往复移动的滑动板(52)，以及固设于滑动板(52)且位于导料板(4)远离背板(21)的一侧的夹爪气缸(53)，所述夹爪气缸(53)连接于控制器(10)且其上的夹爪承接从导料板(4)滑落的棒料。5.根据权利要求4所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述送料机构(5)还包括固设于滑动板(52)的接料板(54)，所述接料板(54)上设有承接导料板(4)上滑落的棒料的接料槽(541)，所述接料槽(541)的截面形状为V字型;所述接料板(54)设有两个且对称设于夹爪气缸(53)的两侧。6.根据权利要求5所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述出料机构(6)设有两个且对称设于夹爪气缸(53)的两侧;所述出料机构(6)包括固设于滑动板(52)且连接于控制器(10)的出料气缸(61)，由出料气缸(61)驱动相对于工作台(I)升降且位于导料板(4)远离背板(21)的一侧的顶料柱(62)，所述顶料柱(62)的上端面为倾斜面且倾斜方向与导料板(4)的倾斜方向相同；所述顶料柱(62)将夹爪气缸(53)的夹爪内的棒料顶出。7.根据权利要求6所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述顶料槽(331)和接料槽(541)内均设有连接于控制器(10)的传感器，以检测送料斗(2)和接料槽(541)内是否有棒料;所述淬火炉(7)上设有连接于控制器(1)的温度传感器。8.根据权利要求6所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述出料板(8)设于接料板(54)远离背板(21)的一侧且与接料板(54)相接设置，所述出料板(8)固设于工作台(I)且其倾斜方向与导料板(4)的倾斜方向相同。9.根据权利要求8所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述出料板(8)远离接料板(54)的一侧设有与其相接的储料斗(9)。10.根据权利要求4所述的全自动高温淬火装置，其特征在于，所述工作台(I)上固设有固定板(11)，所述固定板(11)上设有滑轨(111)，所述滑动板(52)上设有与滑轨(111)相适配的滑槽。

　　【文档编号】C21D9/00GK105838865SQ201610381687

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月1日

　　【发明人】陈健景, 徐勤晓

　　【申请人】昆山科森科技股份有限公司

　　指甲钳热处理设备的外置脱油装置的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种指甲钳热处理设备的外置脱油装置，包括外脱油桶、脱油内胆、内胆支撑座、驱动电机、脱油桶盖、桶盖连接装置和倒料槽，内胆支撑座安装在外脱油桶的底部，驱动电机安装在外脱油桶的底部外壁上并与内胆支撑座传动连接，脱油内胆安装在内胆支撑座上，脱油桶盖通过桶盖连接装置与外脱油桶固定连接，倒料槽固定在外脱油桶的桶口外壁上；淬火处理后的指甲钳装在脱油内胆中，脱油内胆安装在内胆支撑座上，内胆支撑座与驱动电机传动连接，脱油桶盖通过桶盖连接装置与外脱油桶固定连接，倒料槽固定在外脱油桶的桶口外壁上，可通过驱动电机工作使得内胆支撑座带动脱油内胆在外脱油桶内摆动实现对淬火处理后的指甲钳进行脱油处理。

　　【专利说明】

　　指甲钳热处理设备的外置脱油装置

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及指甲钳热处理技术领域，具体涉及一种指甲钳热处理设备的外置脱油

　　目.0

　　【背景技术】

　　[0002]指甲钳碳氮共渗热处理是向不锈钢指甲钳表面同时渗入碳和氮的过程，以提高不锈钢指甲钳的硬度、耐磨性和疲劳强度，在指甲钳碳氮共渗热处理的淬火过程中，淬火处理后的指甲钳需要通过输送带从淬火油液中移送出进行后续的脱油处理，输送带是将淬火后的指甲钳送入到一个料桶内，然后再将料桶内的指甲钳倒入到脱油装置中进行脱油处理的；因此，就需要开发设计一种指甲钳热处理设备的外置脱油装置。

　　【发明内容】

　　[0003]针对现有技术的不足，本发明旨在提供一种用来对经过淬火处理后的指甲钳进行脱油处理的指甲钳热处理设备的外置脱油装置。

　　[0004]为实现上述目的，本发明采用如下技术方案:

　　指甲钳热处理设备的外置脱油装置，包括外脱油桶、脱油内胆、内胆支撑座、驱动电机、脱油桶盖、桶盖连接装置和倒料槽，内胆支撑座安装固定在外脱油桶的底部，驱动电机安装固定在外脱油桶的底部外壁上并与内胆支撑座传动连接，脱油内胆安装固定在内胆支撑座上，脱油桶盖通过桶盖连接装置与外脱油桶固定连接，倒料槽固定设置在外脱油桶的桶口外壁上;桶盖连接装置包括第一连接板、第一连杆、弹簧、第二连接板和第二连杆，第一连接板固定设置在脱油桶盖的后端顶部上，第一连杆固定连接在第一连接板之间，第二连接板对应所述第一连接板固定连接在外脱油桶的后端外壁上，第二连杆固定连接在第二连接板之间，弹簧的一端固定连接第一连杆，弹簧的另一端固定连接第二连杆，第一连接板和第二连接板通过螺栓枢接。

　　[0005]进一步的，所述内胆支撑座包括连接轴、轴座和支撑板，连接轴固定设置在轴座的中心并朝上延伸，支撑板倾斜地固定设置在轴座的外壁上，脱油内胆与连接轴固定连接并支撑固定在支撑板上。

　　[0006]进一步的，所述外脱油桶的底部外壁上安装固定设置有脚踏开关，脚踏开关与驱动电机控制连接。

　　[0007]进一步的，所述外脱油桶的底部固定设置有固定盘，固定盘通过螺栓与车间地面固定连接。

　　[0008]进一步的，所述脱油桶盖的前端顶部固定设置有翻盖提手。

　　[0009]进一步的，所述倒料槽包括槽底板、槽侧板和导向板，槽底板的一端固定连接在外脱油桶的桶口外壁上，槽底板的另一端朝下倾斜，槽侧板固定设置在槽底板的两侧上，导向板安装固定在槽侧板的落料端内壁上，导向板的高度高出槽侧板的落料端高度。

　　[0010]本发明具有如下有益效果: 本发明指甲钳热处理设备的外置脱油装置，淬火处理后的指甲钳装在脱油内胆中，脱油内胆安装固定在内胆支撑座上，内胆支撑座与驱动电机传动连接，脱油桶盖通过桶盖连接装置与外脱油桶固定连接，倒料槽固定设置在外脱油桶的桶口外壁上，可通过驱动电机工作使得内胆支撑座带动脱油内胆在外脱油桶内摆动实现对淬火处理后的指甲钳进行脱油处理，具有可用来对经过淬火处理后的指甲钳进行脱油处理、脱油处理效果好、操作控制方便的特点。

　　【附图说明】

　　[0011]图1为本发明指甲钳热处理设备的外置脱油装置的前端结构示意图；

　　图2为本发明指甲钳热处理设备的外置脱油装置的后端结构示意图；

　　图3为本发明指甲钳热处理设备的外置脱油装置其脱油内胆、内胆支撑座的结构示意图。

　　[0012]图中:1、外脱油桶;2、脱油内胆;3、内胆支撑座;4、驱动电机;5、脱油桶盖;6、桶盖连接装置;7、倒料槽;11、脚踏开关；12、固定盘;31、连接轴;32、轴座;33、支撑板;50、翻盖提手;61、第一连接板;62、第一连杆;63、弹簧;64、第二连接板;65、第二连杆;71、槽底板;72、槽侧板;73、导向板。

　　【具体实施方式】

　　[0013]下面结合附图及具体实施例，对本发明作进一步的描述，以便于更清楚的理解本发明要求保护的技术思想。

　　[0014]如图1-3所示本发明指甲钳热处理设备的外置脱油装置，包括外脱油桶1、脱油内胆2、内胆支撑座3、驱动电机4、脱油桶盖5、桶盖连接装置6和倒料槽7，内胆支撑座3安装固定在外脱油桶I的底部，驱动电机4安装固定在外脱油桶I的底部外壁上并与内胆支撑座3传动连接，脱油内胆2安装固定在内胆支撑座3上，脱油桶盖5通过桶盖连接装置6与外脱油桶I固定连接，倒料槽7固定设置在外脱油桶I的桶口外壁上；桶盖连接装置6包括第一连接板61、第一连杆62、弹簧63、第二连接板64和第二连杆65，第一连接板61固定设置在脱油桶盖5的后端顶部上，第一连杆62固定连接在第一连接板61之间，第二连接板64对应所述第一连接板61固定连接在外脱油桶I的后端外壁上，第二连杆65固定连接在第二连接板64之间，弹簧63的一端固定连接第一连杆62，弹簧63的另一端固定连接第二连杆65，第一连接板61和第二连接板64通过螺栓枢接。

　　[0015]具体的，内胆支撑座3包括连接轴31、轴座32和支撑板33，连接轴31固定设置在轴座32的中心并朝上延伸，支撑板33倾斜地固定设置在轴座32的外壁上，脱油内胆2与连接轴31固定连接并支撑固定在支撑板33上。

　　[0016]为便于控制，外脱油桶I的底部外壁上安装固定设置有脚踏开关11，脚踏开关11与驱动电机4控制连接。

　　[0017]为进一步加固外脱油桶I，外脱油桶I的底部固定设置有固定盘12，固定盘12通过螺栓与车间地面固定连接。

　　[0018]为便于开合脱油桶盖5，脱油桶盖5的前端顶部固定设置有翻盖提手50。

　　[0019]具体的，倒料槽7包括槽底板71、槽侧板72和导向板73，槽底板71的一端固定连接在外脱油桶I的桶口外壁上，槽底板71的另一端朝下倾斜，槽侧板72固定设置在槽底板71的两侧上，导向板73安装固定在槽侧板72的落料端内壁上，导向板73的高度高出槽侧板72的落料端高度。

　　[0020]本发明的工作原理为:淬火处理后的指甲钳装在脱油内胆2中，脱油内胆2安装固定在内胆支撑座3上，内胆支撑座3与驱动电机4传动连接，脱油桶盖5通过桶盖连接装置6与外脱油桶I固定连接，倒料槽7固定设置在外脱油桶I的桶口外壁上，可通过驱动电机4工作使得内胆支撑座3带动脱油内胆2在外脱油桶I内摆动实现对淬火处理后的指甲钳进行脱油处理，脱油处理后的指甲钳倒在倒料槽7上进行输出并收集，用来对经过淬火处理后的指甲钳进行脱油处理、脱油处理效果好、操作控制方便。

　　[0021]对于本领域的技术人员来说，可根据以上描述的技术方案以及构思，做出其它各种相应的改变以及变形，而所有的这些改变以及变形都应该属于本发明权利要求的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:包括外脱油桶(I)、脱油内胆(2)、内胆支撑座(3)、驱动电机(4)、脱油桶盖(5)、桶盖连接装置(6)和倒料槽(7)，所述内胆支撑座(3)安装固定在外脱油桶(I)的底部，驱动电机(4)安装固定在外脱油桶(I)的底部外壁上并与内胆支撑座(3)传动连接，脱油内胆(2)安装固定在内胆支撑座(3)上，脱油桶盖(5)通过桶盖连接装置(6)与外脱油桶(I)固定连接，倒料槽(7)固定设置在外脱油桶(I)的桶口外壁上； 桶盖连接装置(6)包括第一连接板(61)、第一连杆(62)、弹簧(63)、第二连接板(64)和第二连杆(65)，第一连接板(61)固定设置在脱油桶盖(5)的后端顶部上，第一连杆(62)固定连接在第一连接板(61)之间，第二连接板(64)对应所述第一连接板(61)固定连接在外脱油桶(I)的后端外壁上，第二连杆(65)固定连接在第二连接板(64)之间，弹簧(63)的一端固定连接第一连杆(62)，弹簧(63)的另一端固定连接第二连杆(65)，第一连接板(61)和第二连接板(64)通过螺栓枢接。2.如权利要求1所述的指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:所述内胆支撑座(3)包括连接轴(31)、轴座(32)和支撑板(33)，连接轴(31)固定设置在轴座(32)的中心并朝上延伸，支撑板(33)倾斜地固定设置在轴座(32)的外壁上，脱油内胆(2)与连接轴(31)固定连接并支撑固定在支撑板(33)上。3.如权利要求1所述的指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:所述外脱油桶(I)的底部外壁上安装固定设置有脚踏开关(11)，脚踏开关(11)与驱动电机(4)控制连接。4.如权利要求1或3所述的指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:所述外脱油桶(I)的底部固定设置有固定盘(12)，固定盘(12)通过螺栓与车间地面固定连接。5.如权利要求1所述的指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:所述脱油桶盖(5)的前端顶部固定设置有翻盖提手(50)。6.如权利要求1所述的指甲钳热处理设备的外置脱油装置，其特征在于:所述倒料槽(7)包括槽底板(71)、槽侧板(72)和导向板(73)，槽底板(71)的一端固定连接在外脱油桶(I)的桶口外壁上，槽底板(71)的另一端朝下倾斜，槽侧板(72)固定设置在槽底板(71)的两侧上，导向板(73)安装固定在槽侧板(72)的落料端内壁上，导向板(73)的高度高出槽侧板(72)的落料端高度。

　　【文档编号】C21D1/62GK105838866SQ201610417317

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月12日

　　【发明人】王勇

　　【申请人】佛山市三水区丰禾金属热处理有限公司

　　用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，包括以下步骤：1)将传动轴在加热炉内初次调质处理；2)将传动轴预热2?3小时，预热炉炉温450℃；3)再在650℃的炉中保温5小时进行淬火；4)淬火后，在温度为200℃的条件下进行第一次回火，然后保温30?40分钟，以稳定组织；5)再在温度为450℃的条件下进行第二次回火，回火时间为4小时，然后空冷至室温；6)于600℃的条件下进行第三次回火，回火时间为3小时，然后空冷至室温。

　　【专利说明】

　　用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]激光打标机一般包括激光头以及驱动该激光头移动的驱动装置，且驱动装置一般包括传动轴，且对传动轴的性能要求比较高。公开号为CN105382418A的专利以及公开号为CN105397303A的专利分别公开了一种用于激光打标机的传动轴的成分，和回火工艺。然而对于本领域技术人员来说，该工艺有待进一步地提高，以使传动轴的性能得到进一步地加强。

　　【发明内容】

　　[0003]为解决上述技术问题，本发明的目的是提供一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺。

　　[0004]本发明提出的一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，其包括以下步骤:

　　[0005]I)将传动轴在加热炉内初次调质处理；

　　[0006]2)将传动轴预热2-3小时，预热炉炉温450°C ；

　　[0007]3)再在650 0C的炉中保温5小时进行淬火；

　　[0008]4)淬火后，在温度为200°C的条件下进行第一次回火，然后保温30分钟，以稳定组织；

　　[0009]5)再在温度为450°C的条件下进行第二次回火，回火时间为4小时，然后空冷至室温;

　　[0010]6)于600°C的条件下进行第三次回火，回火时间为3小时，然后空冷至室温。

　　[0011]进一步地，第三次回火后，再在在635°C的条件下进行第四次回火，回火时间为2.5小时，然后空冷至室温。

　　[0012]进一步地，步骤2中的预热时间为2.5小时。

　　[0013]进一步地，步骤4中的保温时间为40小时。

　　[0014]借由上述方案，本发明至少具有以下优点:使得传动轴表面具有高硬度，以保证耐磨性以及径向和轴向的承载能力，耐热，耐腐蚀，十分符合激光机标装置对传动轴性能的高要求。

　　[0015]上述说明仅是本发明技术方案的概述，为了能够更清楚了解本发明的技术手段，并可依照说明书的内容予以实施，以下以本发明的较佳实施例详细说明如后。

　　【具体实施方式】

　　[0016]下面结合实施例，对本发明的【具体实施方式】作进一步详细描述。以下实施例用于说明本发明，但不用来限制本发明的范围。

　　[0017]实施例:一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，包括以下步骤:

　　[0018]I)将传动轴在加热炉内初次调质处理；

　　[0019]2)将传动轴预热2-3小时，预热炉炉温450°C ；

　　[0020]3)再在650 0C的炉中保温5小时进行淬火；

　　[0021]4)淬火后，在温度为200°C的条件下进行第一次回火，然后保温30分钟，以稳定组织；

　　[0022]5)再在温度为450°C的条件下进行第二次回火，回火时间为4小时，然后空冷至室温;

　　[0023]6)于6000C的条件下进行第三次回火，回火时间为3小时，然后空冷至室温。

　　[0024]在一种更为优选的实施方案中，第三次回火后，再在在635°C的条件下进行第四次回火，回火时间为2.5小时，然后空冷至室温。

　　[0025]在一种更为优选的实施方案中，步骤2中的预热时间为2.5小时。

　　[0026]在一种更为优选的实施方案中，步骤4中的保温时间为40小时。

　　[0027]以上仅是本发明的优选实施方式，并不用于限制本发明，应当指出，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明技术原理的前提下，还可以做出若干改进和变型，这些改进和变型也应视为本发明的保护范围。

　　【主权项】

　　1.一种用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，其包括以下步骤: 1)将传动轴在加热炉内初次调质处理； 2)将传动轴预热2-3小时，预热炉炉温450°C； 3)再在6500C的炉中保温5小时进行淬火； 4)淬火后，在温度为200°C的条件下进行第一次回火，然后保温30-40分钟，以稳定组织； 5)再在温度为450°C的条件下进行第二次回火，回火时间为4小时，然后空冷至室温； 6)在600°C的条件下进行第三次回火，回火时间为3小时，然后空冷至室温。2.根据权利要求1所述的用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，其特征在于:第三次回火后，再在在635°C的条件下进行第四次回火，回火时间为2.5小时，然后空冷至室温。3.根据权利要求1所述的用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，其特征在于:步骤2中的预热时间为2.5小时。4.根据权利要求1所述的用于激光打标装置的传动轴的热处理工艺，其特征在于:步骤4中的保温时间为40小时。

　　【文档编号】C21D1/19GK105838867SQ201610186565

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年3月29日

　　【发明人】高磊

　　【申请人】苏州恩欧西智能科技有限公司

　　一种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明涉及一种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，包括如下步骤：(1)正火：将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度870～900℃，在该温度段加热保温时间按1.2～1.7min/mm计算，空冷；(2)淬火(水淬+油冷)：将含钒高速动车组车轴用钢加热至温度850～880℃，在该温度段加热保温时间按1.5～2.0min/mm计算，随后冷却；(3)回火：将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度620～680℃，在该温度段加热保温时间按2～2.5min/mm计算，随后空冷至室温。本发明与现有技术相比具有强度高、抗疲劳性能优良的优点。

　　【专利说明】

　　一种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺

　　技术领域

　　[00011 本发明涉及合金钢领域，具体涉及适用于抗拉强度750~900MPa、屈服强度2 600MPa、-40°CKV2 2 150J，同时要求具有优异的抗疲劳性能的高速动车组车轴用钢热处理 工艺。

　　【背景技术】

　　[0002] 车轴是各种车辆中涉及安全的最重要的运动和承载部件之一。由于车轴承受着动 载荷，受力状态比较复杂，如弯曲载荷、扭转载荷、弯扭复合载荷，并受到一定冲击，特别是 高速动车组车轴，其受力状态更为复杂。因此，高速动车组车轴在服役过程中可能会因为疲 劳、弯曲、扭转或拉伸应力等而发生断裂，其中疲劳断裂是高速车轴的普遍断裂形式。为确 保车辆的安全运行，高速动车组车轴必须具有足够的可靠性和疲劳安全系数。高速动车组 车轴材料是决定车轴使用寿命和可靠性的关键因素之一，因此，国内外十分重视对高速动 车组车轴用钢的研发和疲劳性能的研究。

　　[0003] 随着我国高速铁路的快速发展，对动车组车轴的需要急剧增加，但目前仍主要依 赖于进口，因此，迫切需要开发适用于我国铁路发展特点的高强高韧及长疲劳寿命的新材 质车轴钢。近年来，国内外开展了抗疲劳破坏车轴钢的研究开发。如中国专利申请 201110417295.9中的抗疲劳破坏车轴钢，仍然采用传统中碳车轴钢的高C含量思路，C含量 (0.42~0.45% )较高，这使得钢的韧性较差，无法满足动车组车轴对韧性的要求，且抗疲劳 性能改善的幅度有限高。中国专利申请201210384581.4中的一种新型空心车轴用合金钢， 尽管碳含量较低，具有较好的强韧性配合，但疲劳强度仍较低。从欧洲引进的动车组车轴主 要采用调质处理的合金钢EA4T，虽然给出了化学成分及力学性能要求，但没有给出关键热 处理工艺参数，更重要的是钢中的影响淬透性的合金元素含量偏低，导致大规格的动车组 车轴内部的组织(存在不允许存在的铁素体)和性能(近心部强度、韧性和疲劳性能偏低)往 往难以达到标准的要求。这些均在实际应用中受到了限制，更为关键的是车轴钢抗疲劳性 能改善的幅度均有限，影响其推广应用。

　　【发明内容】

　　[0004] 针对以上现有技术中存在的问题，本发明的目的在于提供提供一种抗拉强度750 ~900MPa、屈服强度2 600MPa、-40°CKV2 2 150J，同时要求具有优异的抗疲劳性能的高速动 车组车轴用钢热处理工艺。具体技术方案如下：

　　[0005] -种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，包括如下步骤：

　　[0006] (1)正火:将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度870~900°C，在该温度段加热 保温时间按1.2~1.7min/mm计算，空冷；

　　[0007] (2)淬火(水淬+油冷）：将含钒高速动车组车轴用钢加热至温度850~880°C，在该 温度段加热保温时间按1.5~2. Omin/mm计算，随后冷却；

　　[0008] (3)回火:将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度620~680°C，在该温度段加热 保温时间按2~2.5min/mm计算，随后空冷至室温。

　　[0009] 进一步地，步骤(1)-(3)中加热速度均为50~100°C/h。

　　[0010] 进一步地，步骤(2)中的冷却具体包括:先在淬火槽中通过喷嘴对车轴进行水下喷 水快速水冷，直至车轴表面温度降至600~650°C，后将车轴从水中取出，浸入油中冷却直至 室温。

　　[0011] 进一步地，冷却速度控制在1.5~2.5°C/s

　　[0012] 进一步地，步骤（1)中以80°C/h加热至温度870°C，加热保温时间300min，空冷。

　　[0013] 进一步地，步骤（2)中以80°C/h加热至温度860°C，加热保温时间270min，随后冷 却。

　　[0014] 进一步地，步骤⑶中以80°C/h加热至温度650°C，加热保温时间420min，空冷。

　　[0015] 进一步地，所述含钒高速动车组车轴用钢最大直径为200mm左右、长度达2200mm左 右。

　　[0016] 进一步地，其用于含钒钛高速动车组车轴用钢生产工艺，包括如下步骤：电弧炉或 转炉冶炼-LF炉精炼-RH或VD真空脱气-连铸-铸坯加热炉加热-车轴坯乳制-车轴坯 锻造-毛还车轴粗车-车轴齐端面加工-正火+调质热处理-车轴外圆精车加工-车轴内 孔镗削加工-外圆磨削-探伤。

　　[0017] 进一步地，针对钢材具体化学成分(重量％ )如下：C:0.24~0.30,Si :0.20~0.40， Mn:0.70~1.00，Cr:0.90~1.20，Ni:0.70~1.30，Mo :0.20~0.30，Cu:0.10~0.60，Zr:0.01 ~0.04，V:0.04~0.08，Ti:0.015~0.030，Ca:0.001~0.005，P<0.010，S<0.008，T[0]< 0.0015，Als :0.015~0.045，余为Fe和其它不可避免的杂质。

　　[0018]本发明与现有技术相比具有强度高、抗疲劳性能优良的优点。可获得700MPa以上 的高强度，其塑性和韧性明显优于商业钢，其疲劳极限要显著高于商业钢，呈现出良好的强 度韧性配合及优异的抗疲劳性能。其中：Rm:750MPa~900MPa，ReL或Rpq.2 2 600MPa，A 2 18%， Z 2 40%，-40°C纵向冲击吸收功KV2 2 150J;断裂韧性Kq值M20MPa · mV2;光滑试样的旋转 弯曲疲劳极限RfL 2 375MPa，缺口试样的旋转弯曲疲劳极限RfE 2 310MPa，缺口敏感性RfL/RfE< 1.15;过盈量为0.04mm试样的微动疲劳极限2 215MPa;盐雾腐蚀14循环周次试样的腐蚀 疲劳极限为2 275MPa;钢材的奥氏体晶粒度大于等于8.0级；高速动车组车轴"正火+调质 (淬火+高温回火)"热处理后钢的组织为回火索氏体+少量下贝氏体，其中，车轴近表面回火 索氏体含量为100%，车轴1/2半径处回火索氏体含量约在75~85%。

　　【具体实施方式】

　　[0019] 下面对本发明进行详细描述，其为本发明多种实施方式中的一种优选实施例。

　　[0020] 在一个优选实施例中，一种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，包括如下步骤： (1)正火:将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度870~900°C，在该温度段加热保温时间 按1.2~1.7min/mm计算，空冷；（2)淬火(水淬+油冷）：将含钒高速动车组车轴用钢加热至温 度850~880°C，在该温度段加热保温时间按1.5~2.Omin/mm计算，随后冷却；（3)回火:将含 钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度620~680°C，在该温度段加热保温时间按2~2.5min/ _计算，随后空冷至室温。

　　[0021 ]在另一个优选实施例中，可以采用如下方案：

　　[0022] (1)适当降低传统碳素车轴钢中的C元素含量，改善钢的韧性和塑性；（2)向钢中添 加 Ni、Cu元素改善钢的淬透性和耐蚀性，并加入微量的Zr、V、Ti元素以细化晶粒，从而提高 钢的韧性特别是低温韧性，并改善钢的强度和韧性配合，提高钢的抗疲劳性能；（3)加入适 量的Ca元素，对钢中的夹杂物进行变性处理，同时严格控制钢中杂质元素 T[0]、P、S等的含 量，以进一步提高钢的抗疲劳性能。本发明的关键之处在于将成分优化调整与冶金质量控 制有机地结合起来，在获得高强度的同时，获得优异的抗疲劳破坏性能和较低的成本。 [0023] 本发明钢的具体化学成分(重量％ )如下:C: 0 · 24~0 · 30，Si : 0 · 20~0 · 40，Mn: 0 · 70 ~1.00，Cr:0.90 ~1.20，Ni:0.70~1.30，Mo:0.20~0.30，Cu:0.10~0.60，Zr:0.01~0.04， V:0.04~0.08，Ti :0.015~0.030，Ca:0.001~0.005，P<0.010，S< 0·008，Τ[0] <0.0015， Als :0.015~0.045，余为Fe和其它不可避免的杂质。

　　[0024] 上述各元素的作用及配比依据如下：

　　[0025] C:C元素是车轴钢获得高的强度、硬度所必需的。传统车轴钢中的C含量较高，如目 前铁路货车车轴用钢LZ50中的碳含量为0.50%左右。高的C含量虽然对钢的强度、硬度等有 利，但对钢的塑性和韧性极为不利，且使屈强比降低、脱碳敏感性增大，恶化钢的抗疲劳性 能和加工性能。因此适当降低钢中的C含量，将其控制在0.30%以下。然而，淬火和高温回火 后为了获得所需的高强度和所必须的疲劳性能，C含量须在0.24%以上，因而C含量宜控制 为 0.24 ~0.30%。

　　[0026] Si:Si是钢中主要的脱氧元素，具有很强的固溶强化作用，但Si含量过高将使钢的 塑性和韧性下降，C的活性增加，促进钢在乳制和热处理过程中的脱碳和石墨化倾向，并且 使冶炼困难和易形成夹杂物，恶化钢的抗疲劳性能。因此控制Si含量为0.20~0.40%。 [0027] Mn:Mn是脱氧和脱硫的有效元素，还可以提高钢的淬透性和强度，含量小于0.70% 时，难以起到上述作用。但淬火钢回火时，Μη和P有强烈的晶界共偏聚倾向，促进回火脆性， 恶化钢的韧性，因而控制Μη含量在1.00%以下。

　　[0028] Cr:Cr能够有效地提高钢的淬透性和回火抗力，以获得所需的高强度；同时Cr还可 降低C的活度，可降低加热、乳制和热处理过程中的钢材表面脱碳倾向，有利用获得高的抗 疲劳性能。但含量过高会恶化钢的韧性，因而控制Cr含量为0.90~1.20%。

　　[0029] Ni : Ni可提高钢的淬透性、耐蚀性和保证钢在低温下的韧性。考虑到经济性，控制 Ni含量为0.80~1.30%。

　　[0030] M〇:M〇在钢中的作用主要为提高淬透性、提高回火抗力及防止回火脆性。此外，Mo 元素与Cr元素的合理配合可使淬透性和回火抗力得到明显提高。Mo含量过低则上述作用有 限，Mo含量过高，则上述作用饱和，且提高钢的成本。因此，控制Mo含量为0.20~0.30%。

　　[0031] Cu:Cu在固溶强化、提高淬透性方面与Ni相似。同时，在钢中加入铜还可提高钢的 抗腐蚀疲劳性能，因为细小的Cu沉淀阻滞了疲劳的初期阶段脉状结构的形成，并且铜析出 物具有良好的塑性，可阻碍疲劳裂纹的扩展；另外，Cu还有一定的提高钢耐蚀性作用;从而 提高钢的腐蚀疲劳强度。但Cu含量过高，钢在加热乳制或锻造过程中容易引起热脆。综合考 虑，范围可控制在0.10~0.60%。

　　[0032] Zr:加入少量锆有脱气、净化和细化晶粒作用，有利于提高钢的低温冲击性能和强 度、疲劳性能指标。综合考虑，范围可控制在0.010~0.040%。

　　[0033] V:V是强碳化物形成元素，与C结合所形成的细小弥散碳化物可阻止加热时晶粒长 大，起细晶强化和沉淀强化的作用，从而可同时提高钢的强度、韧性和抗疲劳性能。V含量低 于0.03%，上述作用不明显;V含量高于0.10%，上述作用饱和，且提高钢的成本。因而控制V 含量为〇.〇4~0.08%。

　　[0034] Ti:在钢中加入微合金元素 Ti能起到固溶、偏聚和沉淀作用，当它们与碳、氮、硫等 交互作用能产生细晶强化、析出物弥散强化以及夹杂物改性等，使钢的强度和韧性加强，并 可提尚钢的回火稳定性。综合考虑，Ti的范围可控制在0.015%~0.030%。

　　[0035] Ca:Ca具有脱氧脱硫和对非金属夹杂物变性处理的作用，从而改善钢的韧性和抗 疲劳性能。Ca含量小于0.001 %起不到上述作用，但含量超过0.005 %，则加入相当困难，且 夹杂物量增多。因而控制Ca含量为0.001~0.005%。

　　[0036] P:P能在钢液凝固时形成微观偏析，随后在奥氏体化温度加热时偏聚在晶界，使钢 的脆性显著增大，所以控制P的含量在0.012%以下。

　　[0037] S:钢中不可避免的不纯物，形成MnS夹杂和在晶界偏聚会恶化钢的韧性和抗疲劳 性能，因而控制其含量在0.008 %以下。

　　[0038] T[0]:氧在钢中形成各种氧化物夹杂。在应力的作用下，在这些氧化物夹杂处容易 产生应力集中，导致微裂纹的萌生，从而恶化钢的力学性能特别是韧性和抗疲劳性能。因 此，在冶金生产中须采取措施尽可能降低其含量。考虑到经济性，控制其含量在0.0015%以 下。

　　[0039] 本发明含钒钛高速动车组车轴用钢生产工艺流程为：电弧炉或转炉冶炼-LF炉精 炼-RH或VD真空脱气-连铸-铸坯加热炉加热-车轴坯乳制-车轴坯锻造-毛坯车轴粗 车-车轴齐端面加工-正火+调质热处理-车轴外圆精车加工-车轴内孔镗削加工-外圆 磨削-探伤。

　　[0040] 本发明关键的热处理工艺步骤如下：

　　[0041 ] (1)正火:将最大直径为200mm左右、长度达2200mm左右的含钒钛高速动车组车轴 用钢加热（加热速度为50~100 °C /h)至温度870~900 °C，在该温度段加热保温时间按1.2~ 1.7min/mm计算，空冷。经正火后不仅细化了晶粒，而且改善了组织的不均匀性，为随后的最 终热处理做好组织准备。

　　[0042] (2)淬火(水淬+油冷）：将最大直径为200mm左右、长度达2200mm左右的含钒高速动 车组车轴用钢加热（加热速度为50~100 °C/h)至温度850~880°C，在该温度段加热保温时 间按1.5~2. Omin/mm计算，随后，先在淬火槽中通过喷嘴对车轴进行水下喷水快速水冷(冷 却速度控制在1.5~2.5°C/s)，直至车轴表面温度降至600~650°C，后将车轴从水中取出， 浸入油中冷却直至室温。

　　[0043] (3)回火:将最大直径为200mm左右、长度达2200mm左右的含钒钛高速动车组车轴 用钢加热（加热速度为50~100°C/h)至温度620~680°C，在该温度段加热保温时间按2~ 2.5min/mm计算，随后空冷至室温。经过回火，可获得均匀细密回火索氏体+少量下贝氏体的 金相组织，从而可获得良好的韧塑性及合适的强度指标。

　　[0044]在另一个优选实施例中，可以采用如下方案:含钒钛高速动车组车轴用钢生产工 艺流程为：电弧炉或转炉冶炼-LF炉精炼-RH或VD真空脱气-连铸-铸坯加热炉加热-车 轴坯乳制-车轴坯锻造-毛坯车轴粗车-车轴齐端面加工-正火+调质（淬火+高温回火） 热处理-车轴外圆精车加工-车轴内孔镗削加工-外圆磨削-探伤。

　　[0045]本发明含钒钛高速动车组车轴用钢的熔炼化学成分、主要热处理工艺参数与性能 的实施例如下：

　　[0046]热处理工艺步骤及参数为：

　　[0047] (1)正火：以80 °C /h加热至温度870 °C，加热保温时间300min，空冷。

　　[0048] (2)淬火(水淬+油冷）：以80 °C/h加热至温度860 °C，加热保温时间270min，随后，先 在淬火槽中通过喷嘴对车轴进行水下喷水快速水冷(冷却速度控制在1.5~2.5°C/s)，直至 车轴表面温度降至630°C，后将车轴从水中取出，浸入油中冷却直至室温。

　　[0049] (3)回火：以80 °C /h加热至温度650 °C，加热保温时间42Qmin，空冷。

　　[0050]最大直径为Φ 200mm、长度达2200mm高速动车组车轴的熔炼化学成分质量百分比 (wt% )见表1，高速动车组车轴经过以上热处理后的性能指标见表2。

　　[0051 ]表1高速动车组车轴钢的熔炼化学成分质量百分比(wt% )

　　[0052]

　　[0053] 表2高速动车组车轴热处理后性能指标

　　[0054]

　　[0055] 续表2高速动车组车轴热处理后性能指标 1

　　[0057]

　　[0058」采用本发明的化学成分、工艺流程和热处理工艺工艺参数生产的含钒钛高速动车 组车轴用钢，测定钢材的纵向力学性能可达到：Rm: 750MPa~900MPa，ReL或RPo.2 2 600MPa，A 2 18%，Z 2 40%，-40°C纵向冲击吸收功KV2 M50J;断裂韧性Kq值M20MPa · mV2;光滑试样 的旋转弯曲疲劳极限RfL 2 375MPa，缺口试样的旋转弯曲疲劳极限RfE 2 310MPa，缺口敏感性 RfL/RfE < 1.15;过盈量为0.04mm试样的微动疲劳极限2 215MPa;盐雾腐蚀14循环周次试样 的腐蚀疲劳极限为2 275MPa;钢材的奥氏体晶粒度大于等于8.0级;高速动车组车轴"正火+ 调质(淬火+高温回火)"热处理后钢的组织为回火索氏体+少量下贝氏体，其中，车轴近表面 回火索氏体含量为100%，车轴1/2半径处回火索氏体含量约在75~85%。

　　[0059]上面对本发明进行了示例性描述，显然本发明具体实现并不受上述方式的限制， 只要采用了本发明的方法构思和技术方案进行的各种改进，或未经改进直接应用于其它场 合的，均在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1. 一种含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，包括如下步骤： (1) 正火:将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度870~900°C，在该温度段加热保温 时间按1.2~1.7min/mm计算，空冷； (2) 淬火(水淬+油冷）：将含钒高速动车组车轴用钢加热至温度850~880°C，在该温度 段加热保温时间按1.5~2. Omin/mm计算，随后冷却； (3) 回火:将含钒钛高速动车组车轴用钢加热至温度620~680°C，在该温度段加热保温 时间按2~2.5min/mm计算，随后空冷至室温。2. 如权利要求1所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，步骤（1)-(3) 中加热速度均为50~100°C/h。3. 如权利要求1或2所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，步骤(2)中 的冷却具体包括:先在淬火槽中通过喷嘴对车轴进行水下喷水快速水冷，直至车轴表面温 度降至600~650°C，后将车轴从水中取出，浸入油中冷却直至室温。4. 如权利要求1所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，冷却速度控制 在 1.5 ~2.5°C/s。5. 如权利要求1-4所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，步骤（1)中 以80°C/h加热至温度870°C，加热保温时间300min，空冷。6. 如权利要求1-5所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，步骤(2)中 以80 °C /h加热至温度860 °C，加热保温时间270min，随后冷却。7. 如权利要求1-6所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，步骤(3)中 以80 °C /h加热至温度650 °C，加热保温时间420min，空冷。8. 如权利要求1-7所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，所述含钒高 速动车组车轴用钢最大直径为200_左右、长度达2200mm左右。9. 如权利要求1-8所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，其用于含钒 钛高速动车组车轴用钢生产工艺，包括如下步骤：电弧炉或转炉冶炼-LF炉精炼-RH或VD 真空脱气-连铸-铸坯加热炉加热-车轴坯乳制-车轴坯锻造-毛坯车轴粗车-车轴齐 端面加工-正火+调质热处理-车轴外圆精车加工-车轴内孔镗削加工-外圆磨削-探 伤。10. 如权利要求9所述的含钒钛动车组车轴用钢热处理工艺，其特征在于，针对钢材具 体化学成分（重量％)如下：(：：0.24~0.30,31 :0.20~0.40，]\111:0.70~1.00,0:0.90~ 1.20，Ni:0.70~1.30，Mo:0.20~0.30，Cu:0.10~0.60，Zr :0.01~0.04，V:0.04~0.08，Ti: 0.015~0.030，Ca:0.001 ~0.005，P<0.010，S <0·008，Τ[0] <0.0015，Als:0.015~0.045， 余为Fe和其它不可避免的杂质。

　　【文档编号】C22C38/02GK105838868SQ201610417002

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月7日

　　【发明人】汪开忠, 孙维, 苏世怀, 杜松林, 高海潮, 龚志翔, 王民章, 谢世红

　　【申请人】马鞍山钢铁股份有限公司

　　一种钢板淬火炉加热工艺在线调整方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种钢板淬火炉加热工艺在线调整方法，其包括步骤：获取热处理的保温温度修正量；根据保温温度修正量，采用时间温度等效模型，计算与经过修正的保温温度对应的保温时间，以使钢板奥氏体化累积程度不变；根据保温时间和标准热处理工艺给定的加热时间，计算钢板的运行速度；在标准热处理工艺的基础上，根据经过修正的保温温度和保温时间，确定各段的炉温设定值；将钢板的运行速度和各段的炉温设定值传输给控制器进行控制。本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法能够在标准热处理工艺的基础上，针对钢板的不同品种规格，准确地在线调整热处理的加热工艺参数，以获得优化的加热工艺参数，从而提升热处理的质量和提高热处理的产量。

　　【专利说明】

　　一种钢板淬火炉加热工艺在线调整方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明涉及一种用于钢板的在线调整方法，尤其涉及一种用于钢板加热工艺的在 线调整方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 热处理工艺是制造高附加值重要用途钢板（例如，低温压力容器板，电厂锅炉板， 工程机械用钢板，耐磨钢板及不锈钢板等）的必要手段，这些钢板产品必须通过热处理设 施处理后才能够生产制造出来。淬火炉是热处理工艺的核心设备，其被用于钢板的加热，对 于温度和时间的控制精度有较高的要求。先进的淬火炉控制都配置有计算机模型控制系 统，整个热处理过程均采用计算机系统自动控制，从钢板的装炉到加热完成后出炉的整个 过程都是由计算机自动控制的。只要热处理钢板的数据输入到计算机系统中，热处理炉就 会按照计算机的设定自动将炉温调整到要求的温度，同时辊道自动调整到满足加热时间所 需的运行速度。

　　[0003] 对于计算机模型控制而言，钢板的热处理工艺涉及到热处理炉的保温温度和保 温时间。这两项参数由计划下达，计算机模型根据计划下达的目标值，对加热过程进行控 制。在实际生产过程中，有时需要针对特定的钢种或某一规格的钢种，设定修正保温温度和 保温时间，然而，由于缺乏模型运算手段，只能凭借经验进行试凑。采用这种方法很难建立 加热时间和加热温度之间的规律关系，也难以获得由计算机模型自动给出最佳的过程控制 量。

　　[0004] 众所周知，通过淬火炉加热钢板的目的是获得使得钢板均匀的奥氏体组织，为后 续的冷却做好微观组织上的准备。钢板的奥氏体化过程共有四个阶段：（1)形成奥氏体的 晶核；（2)奥氏体晶核的长大；（3)残余渗碳体的溶解；(4)奥氏体成分的均匀化。这四个阶 段的完成与加热温度和加热时间密切相关。温度高，完成时间短；温度低，完成时间长。

　　[0005] 在实际生产中，应用高温扩散规律、热传导模型规律以及在线调整加热工艺参数 是具有实际意义的。例如：有些规格的钢种，在加热能力允许的情况下，为了最大限度发挥 热处理炉的能力，需要适当提高保温温度，缩短钢板在炉内总的加热时间。不管是降低保温 温度还是缩短在炉时间，都要求同时改变钢板的加热温度和在炉时间，以计算出调整后工 艺对应的控制设定值。现有的方法主要是依靠经验，通过试凑的方法来摸索优化的加热工 艺。这种方法的缺点是：周期长，降低产线的生产效率；可靠性差，降低产线的生产质量。因 此，企业期望获得一种能够在线及时调整热处理过程中的工艺参数的方法。

　　[0006] 公开号为CN1030149A，【公开日】为1989年1月4日，名称为"工件热处理〃零保温〃 点微机测控装置"的中国专利文献公开了一种用来准确确定工件淬火前在加热炉中所需加 热时间的微机检测与控制装置。工件淬火前在炉中所需加热时间是通过间接测量炉内热平 衡状态参数，由微机按工件热处理"零保温"理论和热传导理论推导出来的数学模型进行运 算处理而实时确定的。该专利文献所公开的装置不具备热处理加热工艺的在线调整功能。

　　[0007] 公开号为CN1160083A，【公开日】为1997年9月24日，名称为"热处理加热时间的自 动确定及控制方法"的中国专利文献公开了一种热处理加热时间的自动确定及控制方法， 其是在电炉中加热工件时，采用微机连续测定通电时间tl和断电时间当t2、tl或t2/ tl值连续稳定时，则工件达到透热，根据此来确定工件出炉时刻。该专利文献所记载的技术 方案并不涉及热处理工艺的优化。

　　【发明内容】

　　[0008] 本发明的目的是提供一种钢板淬火炉加热工艺在线调整方法，该方法可以在线及 时地调整热处理的工艺参数，通过在线动态控制来快速地确定热处理的最佳工艺参数。采 用本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法后能够对于钢板的生产制造工艺进行 优化，以确保钢板的加热质量，从而有利地改善钢板产品的质量，并降低生产线的能源消 耗。此外，本发明的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法能够准确地调整热处理的工艺参数， 灵活性好，可靠性高。

　　[0009] 为了实现上述目的，本发明提出了一种钢板淬火炉加热工艺在线调整方法，其包 括如下步骤：

　　[0010] 获取热处理的保温温度修正量；

　　[0011] 根据保温温度修正量，采用时间温度等效模型，计算与经过修正的保温温度对应 的保温时间，以使钢板奥氏体化累积程度不变；

　　[0012] 根据保温时间和标准热处理工艺给定的加热时间，计算钢板的运行速度；

　　[0013] 在标准热处理工艺的基础上，根据经过修正的保温温度和保温时间，确定各段的 炉温设定值；

　　[0014] 将钢板的运行速度和各段的炉温设定值传输给控制器进行控制。

　　[0015] 在现有技术中，通常采用经验试凑的方法来获得最优化的加热工艺参数。然而，通 过反复试凑所获得的加热工艺参数不仅所需周期长，可靠性低，而且反复试凑所需要的成 本也很高，每一次试凑需要消耗大量的能源。

　　[0016] 由于钢板的加热过程是一个热激活过程，从微观上来说，是一个受到原子扩散控 制的过程，该过程的整个时间受到扩散规律和热传导规律的控制，因此，即便是加热温度不 同，但是，若扩散结果相同，那么不同奥氏体化的加热温度下的累积程度就会接近。

　　[0017] 鉴于此，本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法在保证钢板奥氏体累积 程度接近的前提下，基于金属材料高温下的扩散规律和热传导规律，采用了时间温度等效 模型，在标准加热工艺的基础上，根据保温温度修正量，通过计算机模型自动计算出优化的 加热工艺参数，其包括保温温度、保温时间、钢板的运行速度以及各段的炉温设定值。

　　[0018] 进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，上述时间温度 等效模型为：

　　[0019]

　　[0020] 式中，t。#为与经过修正的保温温度对应的保温时间，也即在热处理工艺中经过修 正的保温时间，其单位为min，ts为标准加热工艺的保温时间，其为可以获取的已知量，单位 为min，Ts为标准加热工艺的保温温度，其为可以获取的已知量，单位为：°C，Τ_=TS+AT 为修正后的保温温度，单位为：°C，ΔΤ为所述保温温度修正量；Q为扩散激活能，J/mol ;R 为气体常数 8. 3682J/g · mol · K〇

　　[0021] 进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，上述计算钢板 的运行速度的模型为：

　　[。。22] V=^t

　　[0023] 其中，L为淬火炉炉长，单位为m ;1为钢板长度，单位为m ;t。为标准热处理工艺给 定的加热时间，单位为min 为保温时间，单位为min。

　　[0024] 进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，采用钢板温度 模型，通过迭代计算的方法，确定各段的炉温设定值。

　　[0025] 在标准热处理工艺的基础上，以修正后的保温温度、保温时间为最终目标，采用钢 板温度模型，通过反复迭代计算的方法获得修正后的各段炉温设定值。

　　[0026] 更进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，上述确定各 段的炉温设定值的步骤包括：

　　[0027] (1)将钢板炉外放冷时的环境温度设为装入淬火炉时的钢板初始温度，将钢板的 升温时间设为标准热处理工艺给定的加热时间t。，将钢板升温结束的目标温度设为经过修 正的保温温度Τ'。#;

　　[0028] (2)计算钢板在炉内的升温结束距离D :

　　[0029] t ,° ^0· 1 σρ?

　　[0030] 式中，1为钢板长度，单位为m，L为淬火炉长度，单位为m，t。为升温时间，单位为 min，t。#为保温时间，单位为min ;

　　[0031] (3)根据淬火炉每段的物理长度及升温结束距离D，采用逼近的方法使得D与各段 长度之和h+l2+. . . . . +ln最接近，以确定出升温控制段的段数η ;

　　[0032] (4)根据初始炉温和钢板的初始温度，采用钢板温度模型，按照一定的时间步长， 进行预报计算，获得升温结束距离D处的钢板平均温度/_，计算该平均温度/与目标温 度的偏差=IT。'其中初始炉温在首次预报计算时设为标准热处理工艺给定的 炉温；

　　[0033] (5)将偏差ΔΤ'与一阈值ε进行比较：如果|ΔΤ' |彡ε，则将各升温控 制段的炉温Tgnr作为最终的炉温设定值；如果I ΔΤ' I > ε，则更新各升温控制段 的炉温Τ==Τ^+ΔΓ/77/作为初始炉温再次进行步骤（4)，直到满足| ΔΤ' |彡ε为 止；其中感度n e (〇，l)，Tgt为上一次计算时采用的初始炉温，第一次迭代计算时， cr'=给定的标准工艺炉温，后续迭代计算时，τ;=+ΔΓ/"，迭代结束时获得的 T^w，即为最终的炉温设定值。

　　[0034] 更进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，上述钢板温 度模型为：

　　[0035]

　　[0036] 其中：δ为板还厚度的一半，单位为mm ; λ为板还导热系数；士为导温系数， 其中C为板坯的比热，P为板坯的密度；f(j(x)为钢板厚度方向的初始温度分布；qup、qlOT分 别为钢板上、下表面的热流，其表达式分别为：

　　[0037]

　　[0038]

　　[0039] 其中，Tup gas为钢板所在位置上部的炉气温度；T lOT gas为钢板所在位置下部的炉气 温度，'%__細=71_，=1§35，1^是升温控制段的炉温；;|^ 1：)__、;^。1^分别为钢板上、下表 面的温度，σ为玻尔兹曼物理常数，ε up、ε 1ot分别为淬火炉上部和下部的综合辐射系数。 上述各温度参量的单位均为°C。

　　[0040] 上述钢板温度模型f(x，t)为标准的一维热传导方程。

　　[0041] 分别表示淬火炉上部和下部的综合辐射系数％,和ε lciw是通过埋偶实验确定的。

　　[0042] 更进一步地，在本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中，采用差分方 法求解f (X，t):

　　[0043] 假设时间步长为At，钢板厚度为X，将钢板从下表面开始到上表面，划分为j=1，2,3···Ν层，j=1为弟一层，即下表面，j=N为取后一层，即上表面，Δ χ」为j+Ι层和j 层之间的距离，则根据初始时刻t钢板各层温度求得的t+△ t时刻的各层温度为：

　　[0044]

　　[0047] 其中，ft(N)和仁⑴分别为钢板上、下表面的温度； 1 由此可以得到钢板在t时刻的平均温度为：

　　[0049]

　　[0050] 其中，cPj为各层的比热；f t(j)为板坯内部温度。

　　[0051] 本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法能够在标准热处理工艺的基础 上，针对淬火炉中加热钢板的不同品种规格，准确地在线调整热处理的加热工艺参数。

　　[0052] 另外，本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法避免了反复试凑的实验方 法，克服了周期长、成本高且能源消耗大等缺点，其灵活性好且可靠性高。

　　[0053] 此外，本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法可以根据热处理工艺的生 产需求，利用时间温度等效模型和钢板温度模型，快速准确地获得优化的加热工艺参数，以 提升热处理的质量和提高热处理的产量。

　　【附图说明】

　　[0054] 图1为本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法在一种实施方式下的工 作流程图。

　　[0055] 图2为本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中的确定各段的炉温设 定值（步骤4)的工作流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0056] 下面将结合说明书附图和具体的实施例对本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在 线调整方法做进一步的解释和说明，但是该解释和说明并不对本发明的技术方案构成不当 限定。

　　[0057] 图1示出了本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法在一种实施方式下 的工作流程。

　　[0058] 图2则示出了本发明所述的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法中的确定各段炉 温设定值（步骤4)的工作流程。

　　[0059] 本实施例中以高强度中碳调质钢板为例，该钢板的化学成分质量分数（wt. % ) 为：C (λ 47, Si (λ 31，Μη 0.67, S 0.03, Ρ (λ 031，Cr (λ l，Ni (λ 12,余量为铁和其他不可避 免的杂质。钢板厚度X为30mm，钢板长度1为5m，淬火炉炉长L为60. 11m，标准加热工艺的 保温温度、为40min，标准加热工艺的保温温度T 3为840°C，标准加热工艺的钢板运行速度 V。为0. 6m/min，升温时间t。为52min，钢板在炉中的总的实际时间为92min。经过标准热处 理后的钢板进行水淬后获得钢板产品的硬度为43HRC。

　　[0060] 表1显示了与该钢板的材料密度和材料温度相关的钢板的热物性参数，本领域的 技术人员可以根据材料密度和材料温度确定钢板的热物性参数。

　　[0061] 表 1.

　　[0062]

　　[0063] 在本实施例中，为了提高生产线的产能及产品质量，热处理的保温温度修正量Δ T 设定为40°C。扩散激活能Q为180000J/mol，气体常数R为8. 3682J/g ·πι〇1 ·Κ。根据淬火 炉的状态，将综合辐射系数取值为1。

　　[0064] 将上述已知的标准加热工艺的参数根据需要带入到以下实施方式的步骤中。

　　[0065] 如图1和图2所示，在上述实施方式下的钢板淬火炉加热工艺在线调整方法包括 如下步骤：

　　[0066] 1)获取热处理的保温温度修正量Δ Τ，该保温温度修正量Δ T=40°C ;

　　[0067] 2)根据保温温度修正量ΔΤ=40°C，采用时间温度等效模型，计算与经过修正的 保温温度对应的保温时间，以使钢板奥氏体化累积程度不变，采用该模型的计算过程 为： 「00681

　　[0069] 式中，ts为标准加热工艺的保温时间，其为4〇!^11，1\为标准加热工艺的保温温度， 其为840 °C，=T s+ Δ T为修正后的保温温度，保温温度修正量Δ T为40 °C，=T s+ Δ T=840+40=880°C ;Q为扩散激活能，其为180000J/mol ;R为气体常数，其为8. 3682J/ g · mol · K ；

　　[0070] 3)根据保温时间t。#=20. 4588min和标准热处理工艺给定的加热时间t。=52min，计算钢板的运行速度，通过以下模型来计算钢板的运行速度V :

　　[0071]

　　[0072] 其中，L为淬火炉炉长，其为60. 11m ;1为钢板长度，其为5m ;

　　[0073] 4)在标准热处理工艺的基础上，根据经过修正的保温温度Τ_=880°C和保温时 间20. 4588min，采用钢板温度模型，通过迭代计算的方法，确定各段的炉温设定值 (如图2所示），其具体过程为：

　　[0074] 4a)将钢板炉外放冷时的环境温度25°C设为装入淬火炉时的钢板初始温度，将钢 板的升温时间设为标准热处理工艺给定的加热时间t。，即升温时间为52min，将钢板升温结 束的目标温度设为经过修正的保温温度Τ_=880°C ;

　　[0075] 4b)计算钢板在炉内的升温结束距离D :

　　[0076] W +

　　'

　　[0077] 式中，1为钢板长度，其为5m，L为淬火炉长度，其60. 11为m，t。为升温时间，其为 52min，t。#为保温时间，其为20. 4588min ;

　　[0078] 4c)根据淬火炉每段的物理长度及升温结束距离D=39. 55m，采用逼近的方法使 得D与各段长度之和h+l2+. . . . . +ln最接近，以确定出升温控制段的段数为η=10 ;

　　[0079] 4d)根据初始炉温和钢板的初始温度，采用钢板温度模型，按照一定的时间步长， 进行预报计算，获得升温结束距离D处的钢板平均温度/"，计算该平均温度/τ与目标温度 的偏差ΔΤ=.其中初始炉温在首次预报计算时为标准热处理工艺给定的炉温， 5. 其如表2第三行所示，其中，钢板温度模型为：

　　[0080]

　　[0081] a ,，τ，λ为板坯导热系数，其取值是本领域内技

　　术人员已知的，可以根据表1索引获得；〃 为导温系数，其中c为比热，其取值是本领 CP 域内技术人员已知的，可以根据表1索引获得，P为密度，其取值是本领域内技术人员已知 的，可以根据表1索引获得的取值为；fjx)为钢板厚度方向的初始温度分布；qup、qlm?分别 为钢板上、下表面的热流，其表达式分别为：

　　[0082]

　　[0083]

　　[0084] 其中，Tup gas为钢板所在位置上部的炉气温度，T lOT gas为钢板所在位置下部的炉气 温度，T〇p_.gas=，^是升温控制段的炉温；分别为钢板上、下表 面的温度，其为可以测得的值，〇为玻尔兹曼物理常数，其为1.3806505\10-231/1(，％|5、 ε lmv分别为淬火炉上部和下部的综合辐射系数，其取值均为1 ;

　　[0085] 利用差分方法求解f (X，t)，具体为：

　　[0086] 假设时间步长为Δ t为30s ;钢板厚度为X=30mm，将钢板从下表面开始到上表 面，划分为j=1，2, 3. . . N层，j=1为第一层，即下表面，j=N为最后一层，即上表面，Δ x]为j+1层和j层之间的距离，则根据初始时刻t钢板各层温度求得的t+Δ t时刻的各层温 度为：

　　[0087]

　　[0090] 其中，ft(N)和ft⑴分别为钢板上、下表面的温度，也就是说，f t(N)即为fup_sur，而 ft(l)则即为 flciw_s一

　　[0091] 由此可以得到钢板在t时刻的平均温度为：

　　[0092]

　　[0093] 其中，cP]为各层的比热，其根据钢板各层温度由表1索引获得，其对于本领域内技 术人员是已知的；ft(j)，j=1，2,... N为板坯内部温度；

　　[0094] 4e)将偏差Δ Τ'与一阈值ε (本实施例中取1)进行比较：如果| Δ Τ' |彡ε，则 将各升温控制段的炉温(第一次迭代计算时，:=给定的标准工艺炉温，即 为表2所示的标准工艺对应的设定炉温）；如果| ΔΤ' | > ε，则更新各升温控制段的炉温 Τ^ν=+ΔΤ'//7,作为初始炉温再次进行步骤（4d)，直到满足| ΔΤ' | < ε为止；其中感度 Tnolci n e (〇，ι)，本实施例中取n=0.5, Tgas为上一次计算时采用的初始炉温。

　　[0095] 5)将钢板的运行速度V=0. 76m/min和经过上述步骤计算得到的调整后的各段的 炉温设定值（详见表2.)传输给控制器进行控制，从而获得硬度为44. 1HRC的钢板产品。

　　[0096] 表2显示了本实施例中经过上述实施方式后所确定的各段的炉温设定值与标准 加热工艺中的各段的炉温设定值的比较。

　　[0097] 表 2.

　　[0098]

　　[0099] 由表2可以看出，经调整后的各段的炉温设定值均高于标准加热工艺中的各段的 炉温设定值，相应地，在炉内的保温时间就会大幅度地缩减，由原来的40min减少为20min 左右，仅为标准加热工艺所需的保温时间的一半，从而也缩减了钢板在炉中总的时间。与此 同时，钢板产品的硬度有所提升，进而提高了产线的钢板产品的质量。

　　[0100] 需要注意的是，以上列举的仅为本发明的具体实施例，显然本发明不限于以上实 施例，随之有着许多的类似变化。本领域的技术人员如果从本发明公开的内容直接导出或 联想到的所有变形，均应属于本发明的保护范围。

　　【主权项】

　　1. 一种钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，包括步骤： 获取热处理的保溫溫度修正量； 根据所述保溫溫度修正量，采用时间溫度等效模型，计算与经过修正的保溫溫度对应 的保溫时间，W使钢板奥氏体化累积程度不变； 根据所述保溫时间和标准热处理工艺给定的加热时间，计算钢板的运行速度； 在标准热处理工艺的基础上，根据经过修正的保溫溫度、保溫时间，确定各段的炉溫设 定值； 将所述钢板的运行速度和所述各段的炉溫设定值传输给控制器进行控制。2. 如权利要求1所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，所述时间溫 度等效模型为：式中，twt为与经过修正的保溫溫度对应的保溫时间，单位为min, t,为标准加热工艺的 保溫时间，单位为min, L为标准加热工艺的保溫溫度，单位为：°C，T wt=1\+Δ T为修正后 的保溫溫度，单位为：°C，Δ T为所述保溫溫度修正量；Q为扩散激活能，J/mol ;R为气体常 数 8. 3682J/g · mol · K。3. 如权利要求1所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，所述计算钢 板的运行速度的模型为：其中，L为泽火炉炉长，单位为m ;1为钢板长度，单位为m ;t。为标准热处理工艺给定的 加热时间，单位为min ;twt为所述保溫时间，单位为min。4. 如权利要求1所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，采用钢板溫 度模型，通过迭代计算的方法，确定所述各段的炉溫设定值。5. 如权利要求4所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，所述确定各 段的炉溫设定值的步骤包括： (1) 将钢板炉外放冷时的环境溫度设为装入泽火炉时的钢板初始溫度，将钢板的升溫 时间设为标准热处理工艺给定的加热时间t。，将钢板升溫结束的目标溫度设为经过修正的 保溫溫度Tcpt; (2) 计算钢板在炉内的升溫结束距离D :式中，1为钢板长度，单位为m ;L为泽火炉长度，单位为m ;t。为升溫时间，单位为min ; 为保溫时间，单位为min ; (3) 根据泽火炉每段的物理长度及升溫结束距离D，采用逼近的方法使得D与各段长度 之和I1+I2+.....+1。最接近，W确定出升溫控制段的段数η ; (4) 根据初始炉溫和钢板的初始溫度，采用钢板溫度模型，按照一定的时间步长，进行 预报计算，获得升溫结束距离D处的钢板平均溫度/"，计算该平均溫度f与目标溫度Lpt 的偏差AT'=f-Tcpt。其中初始炉溫在首次预报计算时设为标准热处理工艺给定的炉溫； (5)将偏差ΔΤ'与一阔值ε进行比较：如果|ΔΤ' I《ε，则将各升溫控制段 的炉溫增f作为最终的炉溫设定值；如果|ΔΤ' I > ε，则更新各升溫控制段的炉溫 Τ品w=Tj|^+Ar/w作为初始炉溫再次进行步骤（4)，直到满足I ΔΤ' I《ε为止；其中感度 η e (0，i)，I||f为上一次计算时采用的初始炉溫。6. 如权利要求5所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于：所述钢板溫 度模型为：其中：δ为板巧厚度的一半；λ为板巧导热系数；为导溫系数，其中C为板巧的 比热，Ρ为板巧的密度；fe(x)为钢板厚度方向的初始溫度分布；q。。、qi。冷别为钢板上、下 表面的热流，其表达式分别为：其中，Tut,为钢板所在位置上部的炉气溫度；Tkugs为钢板所在位置下部的炉气溫度， T；P__ga,=Tfow_gas:=，T晋是升溫控制段的炉溫；fup S。,、fi。。分别为钢板上、下表面的 溫度，σ为玻尔兹曼物理常数，ε up、ε 分别为泽火炉上部和下部的综合福射系数。7. 如权利要求6所述的钢板泽火炉加热工艺在线调整方法，其特征在于，采用差分方 法求解f (X，t): 假设时间步长为At,钢板厚度为X，将钢板从下表面开始到上表面，划分为j=l,2,3...N层，j=l为束一层，即下表面,j二N为巧后一层，即上表面，Δ Xj为j+1层和j 层之间的距离，则根据初始时刻t钢板各层溫度求得的t+Δ t时刻的各层溫度为：其中，ft(脚和ft(i)分别为钢板上、下表面的溫度； 由此可W得到钢板在t时刻的平均溫度为：其中，Cpj为各层的比热；f t(j)为板巧内部溫度。

　　【文档编号】C21D11/00GK105838869SQ201510020537

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2015年1月15日

　　【发明人】吕立华, 姜洪生, 邓龙, 李伟, 施珂

　　【申请人】宝山钢铁股份有限公司

　　制备还原铁的系统及其应用

　　【专利摘要】本发明公开了一种制备还原铁的系统和利用该制备还原铁的系统制备还原铁的方法。其中，制备还原铁的系统包括：化渣装置、粒化器、还原焙烧装置、干式磁选装置和渣铁分离装置。该系统以熔融镍渣为原料，并在化渣装置上设置添加剂入口和助熔剂入口，在加热处理前向高温熔融镍渣中加入添加剂和助熔剂，简化工艺流程，降低生产和运行成本。

　　【专利说明】

　　制备还原铁的系统及其应用

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及制备还原铁的系统，以及利用前述的制备还原铁的系统制备还原铁的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]镍渣是火法炼镍过程中产生的固体废渣，属有色金属渣中的一种。在硫化镍矿火法炼镍生产中，仅我国年均增加镍渣也达160万t左右。截止2012年底，仅以金川公司为例，已累计堆存镍冶炼渣达3300万t，其中约含铁1417万t，这些废渣不仅占用大量土地，还造成粉尘扬尘、重金属渗出、地下水污染、土地贫化等环境问题，给人类生存和社会发展带来严重危害。至今由于对镍渣资源化重视程度不够以及相关工艺技术的制约，在我国，镍渣的高效综合利用还未实现大规模成熟推广，大量镍渣堆弃于渣场，造成渣中有价金属元素的流失，资源的浪费。

　　[0003]由于镍渣中全铁(TFe)含量一般约为35%?45%，远高于我国铁矿石的可采品位(TFe>27%)，因此目前镍渣的利用途径多以回收剩余铁素为主。然而由于在镍渣中，铁元素主要以铁橄榄石、Fe3O4等矿物相存在，加之这些矿物同其他非磁性矿物相紧密嵌合在一起，以及具有弱磁性(如铁橄榄石)，致使直接利用传统磨选、磁选等工艺路线，很难将镍渣中全部铁素得以回收。为此，在现有相关研究和工程化应用中，镍渣多通过配加还原剂、添加剂和粘结剂，经造球或造块后再还原焙烧，得到金属化球团或团块。最后，再将这些金属化球团或团块经破碎、粉磨和磁选等工序后，得到铁精矿粉，再返用于钢铁冶炼之中。

　　[0004]此外，冶炼镍渣出炉温度在1170?1250°C，余热资源多。在《节能减排“十二五规划”》、《工业节能“十二五规划”》等相关政策文件中，均提到对工矿企业余热能源的回收利用，并在国家“十一五”期间，中央财政还对余能利用给予补贴。然而，受熔渣导热率低、黏度大、热转化效率低等因素影响，现有熔渣研究多是对熔渣进行干法粒化后再回收高温余热，工程化应用还存在很大难度。因此，对出炉镍渣中的这部分余热能源，在上述镍渣焙烧还原-粉磨磁选传统研究工艺中也未有体现，而且在镍渣还原焙烧过程中，还要二次加热，造成能源的巨大浪费。

　　[0005 ]由此，利用银渔制备尚品质铁广品的方法有待研究。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明旨在至少解决现有技术中存在的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种制备还原铁的系统，该系统以熔融镍渣为原料制备还原铁，热利用率高，生产和运行成本低。

　　[0007]根据本发明的一个方面，本发明提供了一种制备还原铁的系统。根据本发明的实施例，该系统包括:化渣装置，所述化渣装置具有熔融镍渣入口、添加剂入口、助熔剂入口、搅拌器和混合熔融镍渣出口 ；粒化器，所述粒化器具有粒化物料入口、流渣孔和渣粒出口，所述粒化物料入口与所述混合熔融镍渣出口相连;还原焙烧装置，所述还原焙烧装置具有渣粒入口、还原剂入口和还原物料出口，所述渣粒入口与所述渣粒出口相连;干式磁选装置，所述干式磁选装置具有还原物料入口、金属化球团出口和含碳物质出口，所述还原物料入口与所述还原物料出口相连;渣铁分离装置，所述渣铁分离装置具有金属化球团入口、还原铁出口和排渣口，所述金属化球团入口与所述金属化球团出口相连。

　　[0008]根据本发明实施例的制备还原铁的系统，以熔融镍渣为原料，解决传统高温镍渣需水淬冷却或缓冷后才能继续进行处理的难题，制备得到高品位的铁产品，不仅实现镍渣中金属元素高效综合利用，而且实现了熔融镍渣的余热的有效利用，系统的热利用率高。并且，在化渣装置上设置添加剂入口和助熔剂入口，在加热处理前即向高温熔融镍渣中加入添加剂和助熔剂，通过搅拌器的搅拌可使熔渣均质化，直接调整镍渣的内部结构和化学成分，提高镍渣的冶金性能，再经高温粒化处理，即可为还原焙烧装置直接还原提供高热量粒化镍渣原料，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短了还原焙烧装置的还原时间、减少了还原焙烧装置的能耗，降低了生产和运行成本。

　　[0009]另外，根据本发明上述实施例的制备还原铁的系统还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0010]根据本发明的实施例，该系统进一步包括:贮存装置，所述贮存装置具有引入流渣糟、出渣孔和引出流渣糟，所述引入流渣糟与所述混合熔融镍渣出口相连，所述引出流渣糟与所述粒化物料入口相连。

　　[0011]根据本发明的实施例，所述渣铁分离装置为磨选分离装置或熔分分离装置。

　　[0012]根据本发明的另一方面，本发明提供了一种利用前述的制备还原铁的系统制备还原铁的方法。根据本发明的实施例，该方法包括:将镍冶炼炉排出的熔融镍渣直接输送至所述化渣装置，与添加剂和助熔剂混合搅拌并进行加热处理，以便得到混合熔融镍渣;将所述混合熔融镍渣输送至粒化器进行粒化处理，以便得到渣粒;将所述渣粒输送至还原焙烧装置，与还原剂接触，进行还原焙烧处理，以便得到还原物料;将所述还原物料经干式磁选机进行干式磁选分离，以便得到金属化球团和含碳物质；以及将所述金属化球团进行渣铁分离，以便得到还原铁和渣。

　　[0013]根据本发明实施例的制备还原铁的方法，以熔融镍渣为原料，解决传统高温镍渣需水淬冷却或缓冷后才能继续进行处理的难题，制备得到高品位的铁产品，实现镍渣的高效综合利用，实现了熔融镍渣的余热利用，方法的热利用率高。并且，在加热处理前即将添加剂与熔融镍渣混合，通过搅拌器的搅拌可使熔渣均质化，直接调整镍渣的内部结构和化学成分，提高镍渣的冶金性能，再经高温粒化处理，即可为还原焙烧处理提供高热量粒化镍渣原料，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短了还原焙烧装置的还原时间、减少了还原焙烧装置的能耗，降低了生产和运行成本。由此，利用该方法制备还原铁，制备得到的还原铁的铁品位高，余热利用率高，能耗少，工艺流程简单，生产成本低。

　　[0014]根据本发明的实施例，所述添加剂和所述助熔剂的总质量与所述熔融镍渣的质量比为(5 ?25):100。

　　[0015]根据本发明的实施例，所述熔融镍渣的温度为1170?1250V。

　　[0016]根据本发明的实施例，所述混合熔融镍渣的温度为1250?1350V。

　　[0017]根据本发明的实施例，所述添加剂与所述助熔剂的质量比为(5?20):(O?5)。

　　[0018]根据本发明的实施例，所述渣粒的平均粒径为5?20mm，温度为800?1000°C。

　　[0019]根据本发明的实施例，所述渣铁分离为磨矿磁选分离或熔分分离。

　　[0020]本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

　　【附图说明】

　　[0021]本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中:

　　[0022]图1显示了根据本发明一个实施例的制备还原铁的系统的结构示意图；

　　[0023]图2显示了根据本发明又一个实施例的制备还原铁的系统的结构示意图；

　　[0024]图3显示了根据本发明又一个实施例的利用制备还原铁的系统制备还原铁的方法的流程示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0025]下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，仅用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0026]在本发明的描述中，术语“纵向”、“横向”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明而不是要求本发明必须以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

　　[0027]制备还原铁的系统

　　[0028]根据本发明的一个方面，本发明提供了一种制备还原铁的系统。参考图1，根据本发明的实施例，对该系统进行解释说明，该系统包括:化渣装置100、粒化器200、还原焙烧装置300、干式磁选装置400和渣铁分离装置500。

　　[0029]根据本发明的实施例，化渣装置100具有熔融镍渣入口、添加剂入口、助熔剂入口、搅拌器和混合熔融镍渣出口，在化渣装置100中，熔融镍渣与添加剂和助熔剂利用搅拌器混合搅拌，并进行加热处理，得到混合熔融镍渣。由此，通过在化渣装置上设置添加剂入口和助熔剂入口，在加热处理前即向高温熔融镍渣中加入添加剂和助熔剂，通过搅拌器的搅拌可使熔渣均质化，直接调整镍渣的内部结构和化学成分，提高镍渣的冶金性能，再经高温粒化处理，即可为还原焙烧装置直接还原提供高热量粒化镍渣原料，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短了还原焙烧装置的还原时间、减少了还原焙烧装置的能耗，降低了生产和运行成本。

　　[0030]其中，需要说明的是，熔融镍渣可以是镍冶炼处理直接得到的，也可以是其它冶炼反应得到的含镍热态物质。

　　[0031]根据本发明的实施例，粒化器200具有粒化物料入口、流渣孔和渣粒出口，其中，粒化物料入口与混合熔融镍渣出口相连，将混合熔融镍渣进行粒化处理。由于原料的粒径小，有利于降低还原焙烧的温度，通过粒化器对混合熔融镍渣进行粒化处理，使混合熔融镍渣粒化为小粒径的渣粒，便于降低后续的还原焙烧的能耗。

　　[0032]根据本发明的具体实施例，该粒化器200可以为转杯粒化器，该转杯粒化器圆周壁面上设有流渣孔，可使高温熔渣在高速旋转过程中甩出，并经空冷固化后形成粒径为5?15mm的热态渣粒。由此，粒化效果好，效率高，得到的热态渣粒可以直接进行还原焙烧，促进传热和还原反应的进行，缩短还原反应的时间，进一步降低还原焙烧处理的能耗。渣粒的温度为800?100tC，热态渣粒可以直接进行还原焙烧，促进传热和还原反应的进行，缩短还原反应的时间，进一步降低还原焙烧处理的能耗。

　　[0033]根据本发明的一些实施例，还原焙烧装置300具有渣粒入口、还原剂入口和还原物料出口，其中，渣粒入口与渣粒出口相连，还原焙烧装置300用于对渣粒进行还原焙烧处理，使铁的氧化物还原为还原铁。

　　[0034]根据本发明的具体实施例，还原焙烧装置为转底炉，该还原焙烧装置具有中温焙烧区和高温焙烧区。进而，渣粒经收集后可直接热布入底部铺有还原剂的转底炉料床上，布料厚度为10?40mm，热态渣粒在转底炉内经中温区、高温区加热至1150?1350 °C后，保持20?40min，完成直接还原反应生成金属化球团，金属化球团及剩余含碳物质则一并排出转底炉外。

　　[0035]根据本发明的具体实施例，干式磁选装置400具有还原物料入口、金属化球团出口和含碳物质出口，其中，还原物料入口与还原物料出口相连，干式磁选装置400用于将还原物料中的金属化球团和含碳物质进行分离，得到金属化球团和含碳物质。由此，将金属化球团从还原物料中分离出来。

　　[0036]根据本发明的具体实施例，渣铁分离装置500具有金属化球团入口、还原铁出口和排渣口，其中，金属化球团入口与金属化球团出口相连，渣铁分离装置500用于将金属化球团进行渣铁分离，得到还原铁和渣。由此，将还原铁从金属化球团中分离出来。

　　[0037]根据本发明的实施例，渣铁分离装置500为磨选分离装置或熔分分离装置，其中，磨选分离装置具有磨选固体产物入口、细磨粉料出口、磁选物料入口和磁选产品出口，磨选固体产物入口与金属化球团出口相连，对金属化球团进行细磨处理，得到细磨物料，细磨物料出口与磁选物料入口相连，对细磨物料进行磁选处理，从而使得物料经细磨、磁选分离后得到还原铁产品；熔分分离装置具有金属化球团入口、熔分铁出口和熔分渣出口，其中，金属化球团入口与金属化球团出口相连，从而通过间歇出料方式实现熔分铁、熔分渣的分离，得到还原铁产品。

　　[0038]根据本发明实施例的制备还原铁的系统，以熔融镍渣为原料，解决传统高温镍渣需水淬冷却或缓冷后才能继续进行处理的难题，制备得到高品位的铁产品，实现镍渣的高效综合利用，实现了熔融镍渣的余热利用，系统的热利用率高。并且，在化渣装置上设置添加剂入口和助熔剂入口，在化渣处理过程中即加入添加剂和助熔剂，直接调整镍渣的内部结构和化学成分，提高镍渣的冶金性能，再经高温粒化处理，即可为还原焙烧装置直接还原提供高热量粒化镍渣原料，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短了还原焙烧装置的还原时间、减少了还原焙烧装置的能耗，降低了生产和运行成本。

　　[0039]参考图2，根据本发明的实施例，该系统进一步包括:贮存装置600，贮存装置600具有引入流渣糟、出渣孔和引出流渣糟，其中，引入流渣糟与混合熔融镍渣出口相连，引出流渣糟与粒化物料入口相连，引入流渣槽用于将化渣装置100中的高温熔融渣镍渣引入贮存装置200，引出流渣槽用于将贮存装置200中的高温熔渣引出至粒化装置200。由此，利用贮存装置对混合熔融镍渣进行中间存储，保证混合熔融镍渣以持续稳定的流速进入后续的粒化装置。

　　[0040]根据本发明的具体实施例，引入流渣糟和引出流渣槽具有保温功能。由此，避免镍渣的热量损失，热利用率高。

　　[0041 ]制备还原铁的方法

　　[0042]根据本发明的另一方面，本发明提供了一种利用前述的制备还原铁的系统制备还原铁的方法。参考图3，根据本发明的实施例，对该制备还原铁的方法进行解释说明，该方法包括:

　　[0043]SlOO加热处理

　　[0044]根据本发明的实施例，将镍冶炼炉排出的熔融镍渣直接输送至化渣装置，与添加剂和助熔剂混合搅拌并进行加热处理，得到混合熔融镍渣。发明人通过向高温熔融镍渣中加入添加剂和助熔剂，直接调整镍渣的内部结构和化学成分，提高镍渣的冶金性能，再经高温粒化处理，即可为还原焙烧装置直接还原提供高热量粒化镍渣原料，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短了还原焙烧装置的还原时间、减少了还原焙烧装置的能耗，降低了生产和运行成本。

　　[0045]根据本发明的实施例，添加剂和所述助熔剂的总质量与所述熔融镍渣的质量比为(5?25): 100。由此，添加剂和助熔剂与熔融镍渣按该比例混合后，通过搅拌可使熔融镍渣的内部结构和化学成分发生变化，得到均质化的混合熔融镍渣，进一步提高镍渣的冶金性能，降低还原反应温度，有利于后续还原反应的进行。

　　[0046]根据本发明的实施例，添加剂与助熔剂的质量比为(5?20):(O?5)。由此，添加剂与助熔剂按该比例混合后，通过搅拌可使熔融镍渣的内部结构和化学成分发生变化，得到均质化的混合熔融镍渣，进一步提高镍渣的冶金性能，降低还原反应温度，有利于后续还原反应的进行。

　　[0047]根据本发明的一些实施例，添加剂为选自石灰石或生石灰中的至少一种，助熔剂为选自工业纯碱或萤石中的至少一种。由此，在镍渣直接还原过程中可不再加入，省去了造球、烘干和球团预热等工艺，缩短还原焙烧装置的还原时间、减少还原焙烧装置的能耗，降低生产和运行成本。

　　[0048]根据本发明的实施例，熔融镍渣的温度不受特别的限制，只要是冶炼处理等得到的高温熔融镍渣即可，从而，有效利用熔融镍渣的余热。根据本发明的一些实施例，熔融镍渣的温度为1170?1250 °C。由此，余热利用率高，后续加热冶炼等处理的能耗低。

　　[0049]根据本发明的实施例，所述混合熔融镍渣的温度为1250?1350°C。由此，可确保混合熔融镍渣充分均质化，为后续直接还原提供良好的原料条件。

　　[0050]S200粒化处理

　　[0051]根据本发明的实施例，将混合熔融镍渣输送至粒化器进行粒化处理，得到渣粒。发明人发现合适的原料粒径，有利于降低还原焙烧的温度，同时还原反应的透气性也较好，因此通过粒化处理，可为直接还原提供粒径合适的渣粒，便于降低后续的还原焙烧的能耗、改善还原效果。

　　[0052]根据本发明的实施例，渣粒的平均粒径为5?20mm，温度为800?1000°C。原料的粒径越小，越有利于降低还原焙烧的温度和时间，通过粒化处理，使混合熔融镍渣粒化为小粒径的渣粒，便于降低后续的还原焙烧的能耗。但粒径过小，导致直接还原反应的透气性变差，从而直接影响还原效果，当渣粒的平均粒径为5?20mm时，还原焙烧的温度低，时间短。渣粒的温度为800?100tC，热态渣粒可以直接进行还原焙烧，促进传热和还原反应的进行，缩短还原反应的时间，进一步降低还原焙烧处理的能耗。

　　[0053]S300还原焙烧处理

　　[0054]根据本发明的实施例，将渣粒输送至还原焙烧装置，与还原剂接触，进行还原焙烧处理，以便得到还原物料，其中还原物料由金属化球团和含碳物质组成。由此，利用还原焙烧装置对渣粒进行还原焙烧处理，使铁的氧化物还原为还原铁。

　　[0055]根据本发明的一些实施例，还原焙烧装置为转底炉，该还原焙烧装置具有中温焙烧区和高温焙烧区。进而，渣粒经收集后可直接热布入底部铺有还原剂的转底炉料床上，布料厚度为10?40mm，热态渣粒在转底炉内经中温区、高温区加热至1150?1350 °C后，保持20?40min，完成直接还原反应生成金属化球团，金属化球团及剩余含碳物质则一并排出转底炉外。

　　[0056]S400干式磁选分离

　　[0057]根据本发明的实施例，将所述还原物料进行干式磁选，得到金属化球团和含碳物质。由此，将金属化球团从还原物料中分离出来，以便金属化球团进行后续的渣铁分离。

　　[0058]S500渣铁分离

　　[0059]根据本发明的实施例，将所述金属化球团进行渣铁分离，得到还原铁和渣。由此，将还原铁从金属化球团中分离出来。

　　[0060]根据本发明的实施例，渣铁分离为磨矿磁选分离或熔分分离。其中，磨矿磁选分离将金属化球团进行细磨处理，得到细磨物料，对细磨物料进行磁选处理，从而使得物料经细磨、磁选分离后得到还原铁产品；熔分分离利用熔分分离装置，通过燃气熔分处理，利用间歇出料方式实现熔分铁、熔分渣的分离，得到还原铁产品。

　　[0061]下面参考具体实施例，对本发明进行说明，需要说明的是，这些实施例仅仅是说明性的，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0062]实施例1

　　[0063]以镍冶炼炉内排出的高温熔融镍渣为原料制备还原铁，具体方法如下:

　　[0064](I)将从镍冶炼炉内排出的温度为1170?1250 °C的高温熔融镍渣，热态直接倒入化渣炉内；

　　[0065](2)将化渣炉内的温度升温至1300?1350°C，通过化渣炉顶部加料口，向炉内加入镍渣重量的10%、粒度为5?1mm的颗粒状生石灰和萤石，其中，生石灰和萤石的质量比为5: 5，同时，采用外敷耐火材料的机械搅拌桨插入熔渣中，对熔池内的混合物料搅拌1miη后，再次向炉内补热，保温1min充分均化，得到均化后的混合熔融镍渣。

　　[0066](3)将均化后的镍渣倒入中间包中，并经渣口流入粒化器中，控制粒化器转杯转速在3000?3100转/min，从粒化器中排出凝固的热态渣粒，粒度为5?10mm，温度为950?1000Γ。

　　[0067](4)将热态渣粒均匀装入底面铺有无烟煤的转底炉炉底上，热态渣粒层厚度10?20mm;热态渣粒在转底炉内经中温区、高温区加热至1150?1250 °C后，保持20min，完成直接还原反应生成金属化球团，金属化球团及剩余含碳物质则一并排出转底炉外。

　　[0068](5)转底炉排出的产物经余热回收后，再经干式磁选分离得到金属化球团和含碳物质，金属化球团直接进行磨矿磁选，可得到TFe 91 %、铁回收率85%的还原铁产品。

　　[0069]实施例2

　　[0070]以镍冶炼炉内排出的高温熔融镍渣为原料制备还原铁，具体方法如下:

　　[0071 ] (I)将从镍冶炼炉内排出的温度为1170?1250 °C的高温熔融镍渣，热态直接倒入化渣炉内。

　　[0072](2)将化渣炉内的温度升温至1280?1330°C，通过化渣炉顶部加料口，向炉内加入镍渣重量的13%、粒度为10?15mm的石灰石和工业纯碱，其中，石灰石:工业纯碱的质量比为1: 3，同时，采用外敷耐火材料的机械搅拌桨插入熔渣中，对熔池内的混合物料搅拌20min后，再次向炉内补热，保温1min充分均化，得到均化后的混合熔融镍渣。

　　[0073](3)将均化后的镍渣倒入中间包中，并经渣口流入粒化器中，控制粒化器转杯转速在3000?3100转/min;从粒化器中排出凝固的热态渣粒，粒度为10?15mm，温度为900?950Γ。

　　[0074](4)将热态渣粒均匀装入底面铺有无烟煤的转底炉炉底上，热态渣粒层厚度20?30mm，热态渣粒在转底炉内经中温区、高温区加热至1200?1300 °C后，保持30min，完成直接还原反应生成金属化球团，金属化球团及剩余含碳物质则一并排出转底炉外。

　　[0075](5)转底炉排出的产物经余热回收后，再经干式磁选分离得到金属化球团和含碳物质，金属化球团直接进行磨矿磁选，可得到TFe 92 %、铁回收率88 %的还原铁产品。

　　[0076]实施例3

　　[0077]以镍冶炼炉内排出的高温熔融镍渣为原料制备还原铁，具体方法如下:

　　[0078](I)将从镍冶炼炉内排出的温度为1170?1250 °C的高温熔融镍渣，热态直接倒入化渣炉内。

　　[0079](2)将化渣炉内的温度升温至1250?1300°C，通过化渣炉顶部加料口，向炉内加入镍渣重量的20%、粒度为15?20mm的生石灰块，采用外敷耐火材料的机械搅拌桨插入熔渣中，对熔池内的混合物料搅拌20min后，再次向炉内补热，保温1min充分均化，得到均化后的混合熔融镍渣。

　　[0080](3)将均化后的镍渣倒入中间包中，并经渣口流入粒化器中，控制粒化器转杯转速在3000?3100转/min;从粒化器中排出凝固的热态渣粒，粒度为15?20mm，温度为950?100cC0

　　[0081](4)将热态渣粒均匀装入底面铺有无烟煤的转底炉炉底上，热态渣粒层厚度30?40mm ；热态渣粒在转底炉内经中温区、高温区加热至1250?1350 °C后，保持40min，完成直接还原反应生成金属化球团，金属化球团及剩余含碳物质则一并排出转底炉外。

　　[0082](5)转底炉排出的产物经余热回收后，再经干式磁选分离得到金属化球团和含碳物质，金属化球团热态直接进行熔分，可得到TFe 94%、铁回收率96 %的还原铁产品。

　　[0083]在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不一定指的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。

　　[0084]尽管已经示出和描述了本发明的实施例，本领域的普通技术人员可以理解:在不脱离本发明的原理和宗旨的情况下可以对这些实施例进行多种变化、修改、替换和变型，本发明的范围由权利要求及其等同物限定。

　　【主权项】

　　1.一种制备还原铁的系统，其特征在于，包括: 化渣装置，所述化渣装置具有熔融镍渣入口、添加剂入口、助熔剂入口、搅拌器和混合熔融镍渣出口； 粒化器，所述粒化器具有粒化物料入口、流渣孔和渣粒出口，所述粒化物料入口与所述混合熔融镍渣出口相连； 还原焙烧装置，所述还原焙烧装置具有渣粒入口、还原剂入口和还原物料出口，所述渣粒入口与所述渣粒出口相连； 干式磁选装置，所述干式磁选装置具有还原物料入口、金属化球团出口和含碳物质出口，所述还原物料入口与所述还原物料出口相连； 渣铁分离装置，所述渣铁分离装置具有金属化球团入口、还原铁出口和排渣口，所述金属化球团入口与所述金属化球团出口相连。2.根据权利要求1所述系统，其特征在于，进一步包括: 贮存装置，所述贮存装置具有引入流渣糟、出渣孔和引出流渣糟，所述引入流渣糟与所述混合熔融镍渣出口相连，所述引出流渣糟与所述粒化物料入口相连。3.根据权利要求1所述系统，其特征在于，所述渣铁分离装置为磨选分离装置或熔分分离装置。4.一种利用权利要求1-3任一项所述的制备还原铁的系统制备还原铁的方法，其特征在于，包括: 将镍冶炼炉排出的熔融镍渣直接输送至化渣装置，与添加剂和助熔剂混合搅拌并进行加热处理，以便得到混合熔融镍渣； 将所述混合熔融镍渣输送至粒化器进行粒化处理，以便得到渣粒； 将所述渣粒输送至还原焙烧装置，与还原剂接触，进行还原焙烧处理，以便得到还原物料； 将所述还原物料经干式磁选机进行干式磁选分离，以便得到金属化球团和含碳物质；以及 将所述金属化球团进行渣铁分离，以便得到还原铁和渣。5.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述添加剂和所述助熔剂的总质量与所述熔融镍渣的质量比为(5?25): 100。6.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述熔融镍渣的温度为1170?1250°C。7.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述混合熔融镍渣的温度为1250?1350Γ。8.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述添加剂与所述助熔剂的质量比为(5?20): (O?5)，其中，所述的添加剂为选自石灰石和生石灰中的至少一种，所述的助熔剂为选自工业纯碱和萤石的至少一种。9.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述渣粒的平均粒径为5?20mm，温度为800?1000。。。10.根据权利要求4所述的方法，其特征在于，所述渣铁分离为磨矿磁选分离或熔分分离。

　　【文档编号】C22B1/02GK105838870SQ201610350429

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月24日

　　【发明人】刘占华, 王欣, 陈文亮, 曹志成, 薛逊, 吴道洪

　　【申请人】江苏省冶金设计院有限公司

　　天然镁橄榄石冶炼钢铁技术的制作方法

　　【专利摘要】本发明天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，核心即是在冶炼生产的烧结、高炉(炼铁)、电炉或转炉等(炼钢)、连铸、轧制等全流程环节过程中，使用天然镁橄榄石作为添加剂或混合剂，由于天然镁橄榄石本身就含有镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素，它们会在不同阶段大部分融入到钢铁中，钢铁生产企业不需多支付任何费用就获得了高品质的钢材。

　　【专利说明】

　　天然镁橄榄石冶炼钢铁技术

　　一.技术领域

　　[0001]本发明属于一种钢材冶炼新技术，通过在冶炼钢铁的工艺流程中使用一种新型天然矿石-镁橄榄石(理化指标是Mg0、Fe0、Si02，含有镁、硅、铬、镍、钴、铁、铑等元素)，可显著提高钢材的硬度和韧性，并且钢的精密度、致密度、抗强热度、抗腐蚀度、抗冻度、抗冲击性、减震性都会得到显著提高，还可以根据特殊需求，生产出各种特质的高品质钢材。

　　二.【背景技术】

　　[0002]进入21世纪，世界钢铁工业的发展环境发生了深刻变化。炼铁原料质量下降，资源、能源价格高涨，二氧化碳减排问题，都对钢铁制造的各个工序提出更为苛刻的要求。因此，未来冶炼钢铁技术的发展，就是要能够适应这样的环境变化，能综合应对资源、能源乃至环境问题的技术，其核心的是促进环境保护和物质循环，追求二氧化碳的减排及资源的再利用。在新时期对钢铁业的期待是以资源、能源和环境良好协调的物质循环型社会为核心，实现可持续发展。

　　[0003]随着世界性能源短缺的不断加剧，以及各国环保法律法规的进一步完善，对钢铁企业发展提出了更高的要求，具有节能、环保突出功效的钢材冶炼技术，成为钢铁企业冶炼生产环节中一项重要技术。

　　[0004]钛镁集团旗下的“西镁”牌天然镁橄榄石矿，地质资源储量超过1000亿吨，是世界上最大的镁橄榄石矿。镁橄榄石耐火度可达1650°C -1830°C, PH值为9_12，镁橄榄石主要成分含镁(MgO2) 43% -46%、含硅(S12) 38% -43%、含铁(Fe3O2) 7 % _9%、含铬(Cr) 5% -10%、含镍(Nl)0.5% -0.8%、含钴(Co)0.013%左右、含铑(Rh) 0.00017%左右。

　　[0005]“西镁”牌镁橄榄石提供了冶金学最好的石灰溶剂反应组合，可在低能源、低成本、提高生产力的前提下，有效做到二氧化硫、二氧化碳、氮氧化合物等有害气体的减排。通过加工处理高质量的天然镁橄榄石和硅酸镁铁，含45%的二氧化镁、40%的二氧化硅、7%二氧化三铁、8%的铬等。这些多功能调节添加剂可在烧结厂烧结过程中，去除原料中的大部分杂质并且可以节能减排，获得尚品质的烧结矿，以提尚和稳定尚炉、鼓风炉的冶炼水准。“西镁”牌镁橄榄石还可以为需要满足环境保护的客户提供绿色解决方案，可以在点火过程中做到非常低的损耗并且无需煅烧过程直接炼制钢铁。钢包喂丝、钢包处理、钢包炉外精炼、钢铁中间包、镁质干式料、EBT镁质电炉填充料、炉壁冲刷、钢体喷补料，炼钢精炼期使用“西镁”牌天然镁橄榄石或硅铁合金增硅去氧等系列方案。更为重要的是在炼钢的全过程中使用的“西镁”牌镁橄榄石中含有的镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素会在不同阶段大部分融入到钢铁中，钢铁生产企业不需多支付任何费用就获得了高品质的钢材，这会为钢铁企业带来巨大的经济效益。

　　三.

　　【发明内容】

　　[0006]把生铁冶炼成钢要解决的主要问题，就是适当地降低生铁里的含碳量，调整钢里合金元素含量到规定范围之内，并除去大部分硫、磷等有害杂质，炼钢的主要反应原理，也是利用氧化还原反应，在高温下，用氧化剂把生铁里过多的碳和其它杂质氧化成气体或炉渔除去。

　　[0007]天然镁橄榄石是世界上唯一含有镁、硅、铬、镍、钴、铁、铑等稀有金属的天然矿石。天然镁橄榄石中含有多种可以改善钢铁性能的有益稀有金属，通过调整这些天然的稀有金属在钢铁中的含量，即可显著改善钢铁的可加工性，强度和耐磨、耐热、耐腐蚀等性能，而且天然镁橄榄石含有的这些稀有金属还具有很大的经济价值。

　　[0008]本发明天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，核心即是在冶炼生产的烧结、高炉(炼铁)、电炉或转炉等(炼钢)、连铸、乳制等全流程环节过程中，使用天然镁橄榄石作为添加剂或混合剂，由于天然镁橄榄石本身就含有镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素，它们会在不同阶段大部分融入到钢铁中，钢铁生产企业不需多支付任何费用就获得了高品质的钢材。

　　[0009]天然镁橄榄石作为钢材冶炼的炉料添加剂，也能用于钢液的脱硫、脱磷、脱杂、脱氧，对于那些易氧化或密度较小的元素，当冶炼要求含量较高时，是很难直接加入到钢液中去的，又由于回收率不准而影响化学成分的准确控制。因此，利用天然镁橄榄石作为炉料添加剂进行冶炼，化学成分稳定，且纯洁度较高，最终可以得到含镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素的优质钢材。

　　[0010]钢铁工业属于资源能源密集型和污染较重的工业。要实现清洁生产，即以最低的资源消耗、最高的生产效率、最优化的质量控制和接近“零排放”的最小的环境负荷来生产合格、低成本的优良产品，就必须加强工艺技术优化，本发明天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，是一种突破性的冶炼钢铁新技术，可以大大提高资源能源利用效率。

　　四.【具体实施方式】

　　[0011]从炼钢开始的最初生产环节“烧结”开始，使用天然镁橄榄石砂(颗粒)、砂浆、喷雾混合浇注料等系列冶金专用辅料。可以更有效的烧结、更多的碱脱硫、更有利的铸造、更利于钢铁的精炼、更高的熔炉生产力、更少的能源消耗、更多的减少二氧化碳、二氧化硫、氮氧化合物排放、更少的酸性矿渣、更少的碱性膨胀，更少的耐火材料维修，更高的生产效率。

　　[0012]天然镁橄榄石还可以有效的与氧化铁发生反应，来生产拥有高流动性的镁铁素体，以及加速铁还原的过程。通常，3%的天然镁橄榄石添加剂将创造约10%的镁铁素体。相比，石灰石煅烧就消耗了 75%的烧结时间，而天然镁橄榄石无需煅烧并可100%利用烧结时间。对比结果是天然镁橄榄石强化了烧结的同时降低烧结温度，降低焦炭消耗，并且改善了烧结料层的使用效率。烧结生产率也将因为节约了 75%的烧结时间而大大提高。工程方面，天然镁橄榄石均匀的分布也将改善熔炉使用规则，因为天然镁橄榄石颗粒转移到高炉时也将保留其碱的结合能力。

　　[0013]天然镁橄榄石作为炼制钢铁添加剂使用在自熔性或熔剂性球团的生产过程中可以通过保持气体渗透和高温下较少液体形式接触以及较长的气固接触时间来强化还原铁氧化物颗粒的能力。同时，低温损坏也可以因为低碱含量和镁氧化物而得到改进。其结果是自熔性或熔剂性球团的还原度高，在低温和高温两种情况下同时保持高强度。以及高炉炉料透气性的改良，同时焦炭消费也将大幅减少。

　　[0014]在鼓风炉操作中，天然镁橄榄石用来控制和净化碱及其相关的气体。天然镁橄榄石的碱硅酸镁与原料起反应后，可以有效地去除残渣(去硫、去磷)。这些浓碱会与碳反应以区别于碱碳的成分，消耗焦炭与炉壁耐火衬料反应产生的膨胀、崩解，天然镁橄榄石提高了熔炉操作水准，包括炉渣粘度更好的均匀性和稳定性以及减少针对铁水中硫、磷含量，以及浇铸温度的偏差。同时还改善了炉料渗透性，并在降低5%焦炭消耗的情况下增加熔炉的生产能力。二氧化硫和磷的减排数量是根据原矿的含硫、含磷比例而确定。

　　[0015]在电弧熔炉中，使用天然镁橄榄石替代石灰石，可以增强钢的净化率和保护电极。天然镁橄榄石在矿渣配方中还可以在不破坏矿渣的临界碱度的情况下，以牺牲氧化镁的形式来减少矿渣对炉壁耐火材料的侵蚀，最高可减少80%的喷涂修复，提高生产效率。

　　【主权项】

　　1.天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:从冶炼钢铁的最初生产环节“烧结”开始，全过程使用天然镁橄榄石(理化指标是MgO、FeO, S12)替代石灰石、蛇纹石等，在烧结过程中去除原料中的大部分杂质，生产自熔性或溶剂性烧结矿产品。2.根据权利要求1，天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:冶炼钢铁过程中，使用任何炉子冶炼生铁所需辅料置换为天然镁橄榄石去除杂质可冶炼出更优质的生铁。3.根据权利要求1，天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:在鼓风炉操作中，使用天然镁橄榄石置换鼓风炉中其它辅料，控制和净化碱及其相关的气体，以更有效地去除残渣。4.根据权利要求1，天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:在电弧炉操作中，使用天然镁橄榄石置换电弧炉中其它辅料，在泡沫渣中添加10-40毫米的镁橄榄砂，可以增强钢的净化率和保护电弧炉的电极。5.根据权利要求1，天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:在炼钢的全过程中，包括钢包喂丝、钢包处理、钢包炉外精炼、钢铁中间包、镁质干式料、EBT镁质电炉填充料、炉壁冲刷、钢体喷补料，炼钢精炼期、氧化期、还原期等工艺流程中，天然镁橄榄石中所含有的镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素会在不同阶段融入到钢铁中。6.根据权利要求1，天然镁橄榄石冶炼钢铁技术，其特征在于:在特定需求下，确定冶炼全过程使用天然镁橄榄石中的镁、硅、铬、钴、镍、铑等元素融入到钢铁中的比例，根据特定需求添加精选后的天然镁橄榄石或天然镁橄榄石经电解分离后的硅铁合金，增硅去氧的同时对钢铁中含有儀、娃、络、钻、银、铭等兀素进彳丁调整，生广特定需求的尚品质钢材。

　　【文档编号】C21C5/56GK105838871SQ201510012467

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2015年1月12日

　　【发明人】马锐, 马鸣, 马一鸣, 张颖辉

　　【申请人】马锐

　　一种烧结矿及其高炉冶炼方法

　　【专利摘要】本发明提供了一种烧结矿及其高炉冶炼方法，属于高炉炼铁技术领域，所述烧结矿的组成成分及重量百分含量为，TFe：53～55％，CaO：10.5～12.5％，SiO2：5.5～7.5％，MgO：1.5～2.5％，Al2O3：2.5～3.5％，ZnO≤0.1％，Cr：0.125～0.145％，P≤0.1％，Mn：0.45～1.0％，本发明的烧结矿根据炼钢对铁水Cr、Mn含量的要求而增加了Cr、Mn的含量，从而降低了炼钢中需添加的Cr、Mn合金料的数量，降低炼钢生产成本。

　　【专利说明】

　　一种烧结矿及其高炉冶炼方法

　　技术领域

　　[0001 ]本发明涉及高炉炼铁技术领域，尤其是一种烧结矿及其高炉冶炼方法。

　　【背景技术】

　　[0002]在炼钢中，铬是贵金属元素，是钢中的有益元素，可以使钢的耐腐蚀能力增加;锰能够增加钢材强度和硬度，可作为炼钢的脱氧剂，还可以起到脱硫的作用。

　　[0003]在炼铁中，为了降低炼铁生产成本，首先从降低原燃料的采购成本入手，通过市场询盘，我们发现了两种性价比较高的中品质铁矿粉:印尼粉和超特粉;印尼粉为印度细颗粒粉矿，但不符合印粗的颗粒度标准，品位从40?63.5%不等，属赤铁矿，高品位冶炼性能优良，低品位硅铝成分较高，具有较高的冶炼价值;超特粉是由澳大利亚第三大铁矿石生产商FMG公司生产的品位56.5 %左右的火箭特粉，硅6 %左右，铝3 %左右，结晶水在8.5 %左右，其它冶炼性能同火箭粉。

　　[0004]将印尼粉和超特粉应用于炼铁烧结料中，不仅能够降低炼铁生产成本，同时可以减少炼钢中需添加的Cr、Mn合金料的数量，降低炼钢生产成本;但是，印尼粉含Cr和Al2O3较高，超特粉含Mn和Al2O3较高，这三种元素对高炉冶炼均有不同程度的影响:铬在矿石中常以Cr2O3状态存在，在高炉内的还原率可达80%?95 %，在炼铁中Cr的含量增高后，首先由于铬的熔点较高在1857 °C，属于难熔的物质，从Fe-Cr-C三元相图中可以知道，铬铁合金的液相线温度较高，因此在同样的出铁温度下，含铬高的铁水流动性不如普通铁水，使铁水和炉渣流动性变差，其次，由于含络矿物的还原反应会吸收大量的热量，影响冶炼的顺利进行;Mn的含量增高后可以有效降低渣铁熔化温度，改善渣铁流动性，通常作为高炉的常规洗炉剂，可以有效的解决高Cr铁水冶炼的负面作用;Al2O3的含量增高后，会导致高炉炉渣中Al2O3升高，影响炉渣的脱硫能力和炉渣的流动性能。

　　[0005]本发明就是在这种情况下提出来的，根据炼钢对铁水Cr、Mn含量的要求，严格控制印尼粉和超特粉的配加比例，保证铁水Cr、Mn含量稳定，满足炼钢生产要求;优化炼铁高炉的各种操作制度，消除有害元素对高炉生产的影响，通过降低炼铁工序的采购成本实现炼铁、炼钢生产成本的降低。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明需要解决的技术问题是:提供一种能够降低高炉炼铁成本和降低炼钢成本的烧结矿。

　　[0007 ]为解决上述技术问题，本发明所采用的技术方案是:

　　一种烧结矿，所述烧结矿的组成成分及重量百分含量为，TFe:53?55%，CaO:10.5?12.5%，Si02:5.5?7.5%，Mg0:1.5?2.5%，Al203:2.5?3.5%，Zn0<0.1%，Cr:0.125?

　　0.145%，Ρ《0.1%，Μη:0.45?1.0%。

　　[0008]本发明技术方案的进一步改进在于:所述烧结矿是将品位在48.5?49.5%的印尼粉以3.7?4.3%的重量百分比和品位在55.7?56.3%的超特粉以15?45%的重量百分比相混合，再混合其他矿粉及烧结辅料烧结而成。

　　[0009]本发明技术方案的进一步改进在于:所述印尼粉的品位为48.5%，超特粉的品位为 55.7%。

　　[0010]—种烧结矿的高炉冶炼方法，所述冶炼方法包括以下工艺步骤，

　　A、配料:将重量百分比为82?87%的烧结矿和重量百分比为13?18%的球团矿相混合；

　　B、装料:将步骤A混合的矿料进行炉顶装料，控制高炉料线深度为1.2?1.5m；

　　C、高炉冶炼:控制高炉冶炼参数为:

　　喷吹煤粉的煤比控制在135?140kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2?3%范围内；高炉鼓风风温控制在1050?1200 °C范围内；高炉鼓风风压控制在180?250kPa范围内；高炉鼓风风量控制在950?1500m3/min范围内；高炉炉顶压力控制在100?150kPa范围内；高炉炉渣碱度控制为:二元碱度R在1.25?1.30范围内，三元碱度R3在1.38?1.55范围内；高炉铁水热量控制在1420?1450°C范围内；

　　D、排放渣铁:将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在45?50min—次，每次出渣铁时间控制在40?70min。

　　[0011]本发明技术方案的进一步改进在于:所述步骤C中，铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.10?4.60%，S1:0.37?0.42%，S < 0.030%，Mn:0.60?0.90%，Cr:0.12?

　　0.20%。

　　[0012]本发明技术方案的进一步改进在于:所述步骤D中，将高炉炉渣Al2O3的含量控制在15?17%范围内，MgO含量控制在4?6%范围内。

　　[0013]本发明的烧结矿根据炼钢对铁水Cr、Mn含量的要求而增加了Cr、Mn的含量，从而降低了炼钢中需添加的Cr、Mn合金料的数量，降低炼钢生产成本。

　　[0014]本发明采用成本较低的印尼粉和超特粉配比制作烧结矿，降低炼铁生产成本;通过提高炉温、增加炉顶压力和提高炉渣碱度的方法，解决了高炉铁水中Cr和炉渣中Al2O3提高后使铁水和炉渣流动性变差和影响炉渣的脱硫能力的问题，保证冶炼顺利进行;通过提高高炉富氧率和降低高炉喷吹煤量实现理论燃烧温度的提高，为提高炉缸温度提供了基础，同时随着煤比的降低，以及烟煤混喷，煤粉燃烧率提高，降低了末燃煤粉的数量，一定程度上降低了炉渣的粘度，对提高炉渣流动性起到了积极的作用;通过提高高炉炉顶压力，降低煤气流速，改善煤气利用，降低燃料比，因此降低了燃料带入的S12量，可以降低铁水含硅量;提高炉渣碱度，用于抑制高炉生产中硅的还原，同时提高渣铁的物理温度。

　　【具体实施方式】

　　[0015]烧结矿的组成成分及重量百分含量为，TFe: 53?55 %，CaO: 10.5?12.5 %，S12:5.5?7.5%，Mg0:1.5?2.5%，Al203:2.5?3.5%，ZnO < 0.I %，Cr:0.125?0.145%，P<

　　0.1 %，Mn: 0.45?1.0 % ;其中根据炼钢对铁水Cr、Mn含量的要求而增加了 Cr、Mn的含量，从而降低了炼钢中需添加的Cr、Mn合金料的数量，降低炼钢生产成本，提高铁水Mn含量能够改善渣铁流动性，随着渣铁Mn含量的提高，可以有效降低渣铁熔化温度，改善渣铁流动性，在烧结配料中配加一定比例的Mn，可以有效解决了高Cr铁水冶炼的负面作用。

　　[0016]所述烧结矿是将品位在48.5?49.5%的印尼粉以3.7?4.3%的重量百分比和品位在55.7?56.3 %的超特粉以15?45 %的重量百分比相混合，再混合其他矿粉及烧结辅料烧结而成；印尼粉和超特粉为两种性价比较高的中品质铁矿粉，用以配制烧结矿可以降低炼铁生产成本。

　　[0017]本发明的烧结矿中的其他矿粉包括:伊朗粉、铁矿粉、返矿、白云石、白灰;伊朗粉为伊朗产的褐铁矿，粒度在I?1mm，品位较低一般在53 %以下;铁矿粉为品位达到30 %以上的普通铁矿粉;返矿为烧结矿筛分后的筛下产物；白云石的分子式为CaC03、MgC03。理论成分Ca0:30.4%、Mg0:21.9%、C02:47.7%，常含有硅、铝、铁、钛等杂质；白灰需达到二级灰以上的标准，即白灰中有效钙和氧化镁的含量不小于80%。

　　[0018]优选印尼粉的品位为48.5%，超特粉的品位为55.7%，越低品位的印尼粉和超特粉价格越便宜，同时又能满足生产需要。

　　[0019]所述烧结矿的冶炼方法包括以下工艺步骤，

　　A、配料:将重量百分比为82?87%的烧结矿和重量百分比为13?18%的球团矿相混合，所述球团矿为普通球团矿:指的是用细精矿粉配料通过焙烧制出的碱度小于1.0的酸性球团矿;普通球团矿的主要组成成分及重量百分含量为TFe: 59.78?60.82%，CaO:0.30?

　　0.50%, S12:8.0?9.50 %，MgO: 0.50?I.I %，Al2O3:1.20?2.0 % ;根据炼钢对铁水 Cr、Mn含量的要求按一定比例的烧结矿和球团矿混合配制矿料，满足炼钢对铁水的要求。

　　[0020]B、装料:将步骤A混合的矿料进行炉顶装料，控制高炉料线深度为1.2?1.5m。

　　[0021 ] C、高炉冶炼:控制高炉冶炼参数为:

　　喷吹煤粉的煤比控制在135?140kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2?3%范围内；高炉鼓风风温控制在1050?1200 °C范围内；高炉鼓风风压控制在180?250kPa范围内；高炉鼓风风量控制在950?1500m3/min范围内；高炉炉顶压力控制在100?150kPa范围内；高炉炉渣碱度控制为:二元碱度R在1.25?1.30范围内，三元碱度R3在1.38?1.55范围内；高炉铁水热量控制在1420?1450°C范围内。

　　[0022]本发明降低了煤比，保证高炉喷吹煤粉的充分燃烧，提高理论燃烧温度以及冶炼强度，更高的燃烧温度能够保证铁水和炉渣的流动性;降低煤比煤粉燃烧率提高，降低了未燃煤粉的数量，一定程度上降低了炉渣的粘度，对提高炉渣流动性起到了积极的作用，同时能够降低燃料带入的S12量，可以降低铁水含硅量。

　　[0023]本发明提高了鼓风富氧率并风温控制在较高的水平，为高炉提供充足的热量来源，提高理论燃烧温度。

　　[0024]本发明提高了高炉炉顶压力，能够降低煤气流速，改善煤气利用，降低燃料比，因此降低了燃料带入的S12量，可以降低铁水含硅量，满足炼钢对铁水含Si的要求。

　　[0025]本发明提高了高炉炉渣二元碱度和三元碱度，将碱度由1.18提高至1.25以上，随着炉渣碱度的提高，渣铁的物理热温度提高明显，同时渣铁流动性有了一定的改善;提高高炉炉渣碱度，还能够抑制高炉生产中硅的还原，降低铁水中S12的含量，满足炼钢对铁水含Si的要求;较高的炉渣碱度可以消除因炉渣中Al2O3含量升高而脱硫能力下降的影响。

　　[0026]本发明将铁水热量控制在1420?1450°C范围内，确保高炉内物理热充沛，有利于改善尚招渔的流动性，及提尚脱硫能力。

　　[0027]D、排放渣铁:将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在45?50min—次，每次出渣铁时间控制在40?70min。

　　[0028]本发明的高炉冶炼方法，优选的高炉为300?500m3之间的高炉。

　　[0029]本发明的高炉冶炼方法制得铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.1O?4.60%，S1:0.37?0.42%，S <0.030%，Mn:0.60?0.90%，Cr:0.12?0.20% ;将铁水中的Si的质量百分含量控制在0.37 %?0.42 %范围内，减小炼钢渣量，防止引起喷溅，增加金属的收得率，降低炼钢渣中S12含量，减轻对炉衬的冲蚀，延长吹炼时间，增加炼钢产量。

　　[0030]本发明的高炉冶炼方法将高炉炉渣Al2O3的重量百分含量控制在14?17%范围内，MgO的重量百分含量控制在5?7%范围内，从而降低生铁成本的作用。

　　[0031]本发明的发明人经过反复深入研究，结果发现在高炉冶炼过程中使用所述烧结矿并合理配加球团矿，选择适宜的操作制度，能够保持高炉稳定顺行，降低高炉冶炼过程中工业成本。

　　[0032]实施例1

　　本实施例高炉冶炼所需的烧结矿是将品位为48.5%的印尼粉按重量百分比4%、品位为55.7%的超特粉按重量百分比25%、混合其他矿粉和烧结辅料烧结制成。

　　[0033]其中其它矿粉为重量百分比为5%的伊朗粉、重量百分比为3%的铁矿粉、重量百分比为35%的返矿、重量百分比为2.5%的白云石、重量百分比为4.5%的白灰。

　　[0034]烧结矿的组成成分及重量百分含量为,TFe:53.95%,CaO: 11.7%, S12:6.21%,MgO: 1.70% ,Al203:2.81% ,Zn0<0.022% ,Cr:0.135% ,Ρ<0.055%，Μη:0.55%。

　　[0035]将重量百分比为85%的烧结矿和重量百分比为15 %的球团矿相混合。

　　[0036]采用炉容为300m3的高炉:料线深度1.4m;喷吹煤粉的煤比控制在137kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2.5%，高炉鼓风风温控制在1100°C，高炉鼓风风压控制在190kPa，高炉鼓风风量控制在1000m3/min，风口个数为12个，风口面积为0.1088m2;高炉炉顶压力控制在120kPa;高炉炉渣碱度控制二元碱度R为1.27，三元碱度R3为1.45 ;高炉铁水热量控制为1430。。。

　　[0037]将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在47min—次，每次出渣铁时间控制在50min，渣铁和铁水分别一天能排出12?13次。

　　[0038]按照实施实例的相关参数，进行高炉对上述炉料的冶炼，冶炼铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.33%，S1:0.40%，S< 0.03%，Mn:0.60%，Cr:0.12% ;炉渣的各组成成分及重量百分含量为:Al2O3:16.66% ,MgO: 6.60% ,S12:31.20%,Ca0: 40.09% ,S:1.15%0

　　[0039]实施例2

　　本实施例高炉冶炼所需的烧结矿是将品位为49.5%的印尼粉按重量百分比4.3%、品位为56.3%的超特粉按重量百分比30%、其他矿粉和烧结辅料的混合烧结制成。

　　[0040]其中其他矿粉分别为重量百分比为8%的伊朗粉、重量百分比为3%的铁矿粉、重量百分比为33%的返矿、重量百分比为2.1 %的白75:石、重量百分比为4.2%的白灰。

　　[0041]烧结矿的组成成分及重量百分含量为，了?6:55%<&0:12.5%，3102:7.5%，1%0:2.5%，Al203:3.5%，Zn0<0.1%，Cr:0.145%，P<0.1%，Mn:0.60%。

　　[0042 ]将重量百分比为87 %的烧结矿和重量百分比为13 %的球团矿相混合。

　　[0043]采用炉容为380m3的高炉:料线深度1.5m;喷吹煤粉的煤比控制在140kg/t;高炉鼓风富氧率控制在3%，高炉鼓风风温控制在1100°C，高炉鼓风风压控制在200kPa，高炉鼓风风量控制在1100m3/min，风口个数为14个，风口面积为0.1204m2;高炉炉顶压力控制在150kPa;高炉炉渣碱度控制二元碱度R为1.30，三元碱度R3为1.55 ;高炉铁水热量控制为1450。。。

　　[0044]将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在50min—次，每次出渣铁时间控制在70min，渣铁和铁水分别一天能排出12?13次。

　　[0045]按照实施实例的相关参数，进行高炉对上述炉料的冶炼，冶炼铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.60%，S1:0.42%，S< 0.03%，Mn:0.65%，Cr:0.18% ;炉渣的各组成成分及重量百分含量为:Al2O3:16.0% ,Mg0:6.50% ,Si02:30.5% ,Ca0:40.0% ,S:1.05%ο

　　[0046]实施例3

　　本实施例高炉冶炼所需的烧结矿是将品位为48.5%的印尼粉按重量百分比3.7%、品位为55.7 %的超特粉按重量百分比15%、其他矿粉和烧结辅料的混合烧结制成。

　　[0047]其中其他矿粉为重量百分比为5%的伊朗粉、重量百分比为3%的铁矿粉、重量百分比为35%的返矿、重量百分比为2.5%的白云石、重量百分比为4.5%的白灰。

　　[0048]烧结矿的组成成分及重量百分含量为，了?6:53%<&0:10.5%，3102:5.5%，1%0:1.5% ,Al203:2.5% ,Zn0<0.05% ,Cr:0.125% ,Ρ<0.05%，Μη:0.45%。

　　[0049]将重量百分比为82%的烧结矿和重量百分比为18%的球团矿相混合。

　　[0050]采用炉容为500m3的高炉:料线深度1.2m;喷吹煤粉的煤比控制在135kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2.5%，高炉鼓风风温控制在1150°C，高炉鼓风风压控制在245kPa，高炉鼓风风量控制在1450m3/min，风口个数为16个，风口面积为0.1443m2;高炉炉顶压力控制在140kPa;高炉炉渣碱度控制二元碱度R为1.27，三元碱度R3为1.38 ;高炉铁水热量控制为1420。。。

　　[0051 ]将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在45min—次，每次出渣铁时间控制在40min，渣铁和铁水分别一天能排出12?13次。

　　[0052]按照实施实例的相关参数，进行高炉对上述炉料的冶炼，冶炼铁水的各组成成分及重量百分含量为:(::4.10%，51:0.37%，5<0.03%，]\111:0.70%，0:0.16%;炉渣的各组成成分及重量百分含量为:Al203:16.3%，Mg0:6.7%，Si02:31.5%，Ca0:40.1%，S:1.05%。

　　[0053]实施例4

　　本实施例高炉冶炼所需的烧结矿是将品位为48.5%的印尼粉按重量百分比4%、品位为55.7%的超特粉按重量百分比45%、其他矿粉和烧结辅料的混合烧结制成。

　　[0054]其中其他矿粉为重量百分比为5%的伊朗粉、重量百分比为3%的铁矿粉、重量百分比为35%的返矿、重量百分比为2.5%的白云石、重量百分比为4.5%的白灰。

　　[0055]烧结矿的组成成分及重量百分含量为，TFe:53.95%，Ca0:11.7%，Si02:6.21%，MgO: 1.70% ,Al203:2.81% ,Zn0<0.022% ,Cr:0.135% ,P<0.05%，Mn:1.0%。

　　[0056]将重量百分比为84%的烧结矿和重量百分比为16 %的球团矿相混合。

　　[0057]采用炉容为300m3的高炉:料线深度1.4m;喷吹煤粉的煤比控制在137kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2.5%，高炉鼓风风温控制在1100°C，高炉鼓风风压控制在190kPa，高炉鼓风风量控制在1000m3/min，风口个数为12个，风口面积为0.1088m2;高炉炉顶压力控制在105kPa;高炉炉渣碱度控制二元碱度R为1.29，三元碱度R3为1.49 ;高炉铁水热量控制为1430。。。

　　[0058]将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在47min—次，每次出渣铁时间控制在50min，渣铁和铁水分别一天能排出12?13次。

　　[0059]按照实施实例的相关参数，进行高炉对上述炉料的冶炼，冶炼铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.33%，S1:0.40%，S< 0.03%，Mn:0.9%，Cr:0.20%;炉渣的各组成成分及重量百分含量为:Al2O3:16.0% ,Mg0:6.54% ,Si02:31.67% , CaO: 40.08 % , S:1.15%0

　　【主权项】

　　1.一种烧结矿，其特征在于:所述烧结矿的组成成分及重量百分含量为，TFe:53?55%，Ca0:10.5?12.5%，Si02:5.5?7.5%，Mg0:1.5?2.5%，Al203:2.5?3.5%，Zn0<0.1%，Cr:0.125?0.145%，P < 0.1%，Μη:0.45?1.0%。2.根据权利要求1所述的一种烧结矿，其特征在于:所述烧结矿是将品位在48.5?49.5%的印尼粉以3.7?4.3%的重量百分比和品位在55.7?56.3%的超特粉以15?45%的重量百分比相混合，再混合其他矿粉及烧结辅料烧结而成。3.根据权利要求2所述的一种烧结矿，其特征在于:所述印尼粉的品位为48.5%，超特粉的品位为55.7%。4.一种烧结矿的高炉冶炼方法，其特征在于:所述冶炼方法包括以下工艺步骤， Α、配料:将重量百分比为82?87%的烧结矿和重量百分比为13?18%的球团矿相混合； B、装料:将步骤A混合的矿料进行炉顶装料，控制高炉料线深度为1.2?1.5m; C、高炉冶炼:控制高炉冶炼参数为: 喷吹煤粉的煤比控制在135?140kg/t;高炉鼓风富氧率控制在2?3%范围内；高炉鼓风风温控制在1050?1200 °C范围内；高炉鼓风风压控制在180?250kPa范围内；高炉鼓风风量控制在950?1500m3/min范围内；高炉炉顶压力控制在100?150kPa范围内；高炉炉渣碱度控制为:二元碱度R在1.25?1.30范围内，三元碱度R3在1.38?1.55范围内；高炉铁水热量控制在1420?1450°C范围内； D、排放渣铁:将高炉冶炼后生成的渣铁排出时间间隔控制在45?50min—次，每次出渣铁时间控制在40?70min。5.根据权利要求4所述的一种烧结矿的高炉冶炼方法，其特征在于:所述步骤C中，铁水的各组成成分及重量百分含量为:C:4.10?4.60%，S1:0.37?0.42%，S< 0.030%，Mn:0.60?0.90%，Cr:0.12?0.20%。6.根据权利要求4所述的一种烧结矿的高炉冶炼方法，其特征在于:所述步骤D中，将高炉炉渣Al2O3的含量控制在15?17%范围内，MgO含量控制在4?6%范围内。

　　【文档编号】C21B5/04GK105838872SQ201610280297

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月29日

　　【发明人】杨广洲

　　【申请人】新兴铸管股份有限公司

　　一种细粒级高钛渣制粒粒径控制方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，所述方法具体为：A、按质量百分比为90%~99%的高钛渣、1%~5%的有机粘结剂、1%~5%的无机粘结剂称取、备用，将称取的高钛渣、有机粘结剂和无机粘结剂混合均匀。B、称取一定量混合均匀后的高钛渣，倒入制粒机中，启动制粒机，调整适当的转速，喷入适量的水。C、待B步骤中的高钛渣成小粒后，每隔适当的时间，加入混合均匀后的高钛渣，喷入适量的水。D、上述C步骤加完料后，持续一段制粒时间，期间每隔适当的时间，喷入适量的水。E、将制完粒的高钛渣在烘箱中烘干。本方法是为了解决现有的高钛渣生产厂家球磨高钛渣粉碎过细问题，将过细的高钛渣制粒，制粒后的高钛渣粒度满足生产海绵钛或四氯化钛的要求。

　　【专利说明】

　　一种细粒级高钛渣制粒粒径控制方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于冶金中钛生产技术领域，具体涉及一种细粒级高钛渣制粒粒径控制方 法。

　　【背景技术】

　　[0002] 高钛渣是生产四氯化钛的主要原料，其粒度的大小对沸腾氯化生产四氯化钛有着 十分重要的影响。高钛渣的粒度过粗或过细都将使沸腾氯化炉的流化床恶化，使氯气的利 用率下降，金属实收率降低。生产实践证明，用于沸腾氯化生产四氯化钛的高钛渣最佳粒度 为0.32mm~0.074mm的占70%以上，而且要求颗粒符合粒度分布规律。长期以来，工业生产采 用球磨设备粉碎高钛渣，生产高钛渣时粒度的分布(附表一）：其中含0.32mm~0.074mm仅为 53.8%，生产出的成品高钛渣颗粒粒度小于0.074mm的高钛渣占比高达29.5%，且粒度分布极 不规律，对氯化生产的影响极为严重，影响了高钛渣资源充分有效利用。为此，研制开发一 种细粒级高钛渣制粒粒径控制方法具有十分重要的意义。

　　【发明内容】

　　[0003] 本发明的目的是提供一种细粒级高钛渣制粒粒径控制方法。

　　[0004] 本发明的目的是这样实现的，包括以下步骤： A、 按质量百分比为90%~99%: 1%~5%: 1%~5%称取高钛渣、有机粘结剂、无机粘结剂备用， 将称取的高钛渣、有机粘结剂和无机粘结剂混合均匀，得到混合物料； B、 称取一定量的混合物料，倒入制粒机中，启动制粒机，调整适当的转速，喷入适量的 水； C、 待B步骤中的尚钦渔成小粒后，每隔一定的时间，加入一定量混合均勾后的尚钦渔， 喷入适量的水； D、 上述C步骤加完料后，持续一段制粒时间，期间每隔适当的时间，喷入适量的水； E、 将制粒完成的高钛渣在烘箱中烘干。

　　[0005] 本方法是为了解决现有的高钛渣生产中产出高达30%过细高钛渣，影响氯化法生 产的问题，本发明生产工艺简单，原材料来源广泛，以细粒级高钛渣、有机粘结剂和无机粘 结剂为原料，通过控制高钛渣、有机粘结剂和无机粘结剂的配比，和控制制粒过程中喷入雾 化水量，以及通过控制制粒机的转速，以现实控制高钛渣的粒径。

　　[0006] 本发明带来的积极效果； 一、为高钛渣粒径小于0.074mm氯化法生产开辟了一条新途径，新方法，能充分有效利 用小于0.074mm高钛渣。

　　[0007] 二、本发明解决了高钛渣生产中过细粒径小于0.074mm高钛渣综合利用问题，为沸 腾氯化法生产四氯化钛提供较佳的粒度范围。

　　[0008] 三、控制沸腾氯化法生产四氯化钛原料高钛渣的粒度，控制高钛渣粒度范围在 0.074mm~0.32mm是沸腾氯化最好的粒度范围。这不仅可以改变沸腾氯化的状态，降低氯化 尾气氯含量，提高钛的回收率，还有利于降低四氯化钛中固体含量。

　　[0009] 四、降低开发、生产过程中的资源、能源消耗。加速技术创新和产业化应用，节能减 排和环境保护。

　　【具体实施方式】

　　[0010] 下面结合实施例对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制， 基于本发明教导所作的任何变换或改进，均落入本发明的保护范围。

　　[0011] 本发明所述的方法包括以下步骤： A、 按质量百分比为90%~99%的高钛渣、1%~5%的有机粘结剂、1%~5%的无机粘结剂称取、 备用，将称取的高钛渣、有机粘结剂和无机粘结剂混合均匀。 B、 称取一定量的混合均匀后的高钛渣，倒入制粒机中，启动制粒机，调整适当的转速， 喷入适量的水。

　　[0012] C、待B步骤中的高钛渣成小粒后，每隔一定的时间，加入一定量A步骤中混合均匀 后的高钛渣，喷入适量的水。

　　[0013] D、上述C步骤加完料后，持续一段制粒时间，期间每隔适当的时间，喷入适量的水。 [0014] E、将制完粒的高钛渣在烘箱中烘干。

　　[0015] 所述的A步骤的高钛渣粒径不大于0.074臟，1102含量不小于90%，0&0和1%0含量之 和小于2.5%。

　　[0016] A步骤的有机粘结剂和无机粘结剂中CaO和MgO含量均为小于0.5%。

　　[0017] B步骤所述的加入一定量A步骤中混合均匀后的高钛渣量为20%~60%。

　　[0018] B步骤所述的制粒机转速为40~80r/min。

　　[0019] B步骤的喷入的水为雾化水，喷入水的量为5%~15%。

　　[0020] C步骤在加入的高钛渣成粒后，每间隔10~50min加入一次A步骤中混合均匀后的高 钛渣，加入高钛渣的量为5%~30%。

　　[0021 ] C步骤在加入高钛渣后，喷入的水为雾化水，喷入水的量为5%~15%。

　　[0022] D步骤持续制粒时间为：1~4小时，期间每隔适当的时间为：30~60min，喷入雾化水 的量为混合均匀钛渣总重〇. 5%~5%。

　　[0023] E步骤在高钛渣制完粒后，在烘箱烘干温度为：100°0250°C。

　　[0024] 实施例1 称取高钛渣(96%) 960g，有机粘结剂(2%) 20g，无机粘结剂(2%) 20g，将高钛渣、有机粘结 剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(30%)300g，放入制粒机中，启动制粒机， 调节转速为60r/min。制粒机转动同时喷入(9%)27g雾化水。每隔20min加入100g(10%)混合 好的高钛渣，喷入9g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入12g的雾化水。再制 粒3h，放入烘干箱，在100°C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~0.32mm的高 钛渣颗粒占71 %，含水量为0.51 %。

　　[0025] 实施例2 称取高钛渣(96.5%) 965g，有机粘结剂(2%) 20g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(30%)300g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为60r/min。制粒机转动同时喷入(9%)27g雾化水。每隔30min加入100g(10%) 混合好的高钛渣，喷入9g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入12g的雾化水。 再制粒3h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~0.32mm 的高钛渣颗粒占73%，含水量为0.53%。

　　[0026] 实施例3 称取高钛渣(965%) 965g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂(2%)20g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(30%)300g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为50r/min。制粒机转动同时喷入(9%)27g雾化水。每隔40min加入100g(10%) 混合好的高钛渣，喷入9g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔40min喷入12g的雾化水。 再制粒3h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~0.32mm 的高钛渣颗粒占72%，含水量为0.51%。

　　[0027] 实施例4 称取高钛渣(97%) 970g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(30%)300g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为55r/min。制粒机转动同时喷入(9%)27g雾化水。每隔50min加入100g(10%) 混合好的高钛渣，喷入9g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔50min喷入12g的雾化水。 再制粒3h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~0.32mm 的高钛渣颗粒占75%，含水量为0.53%。

　　[0028] 实施例5 称取高钛渣(97%) 970g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(35%)300g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为60r/min。制粒机转动同时喷入(9%)27g雾化水。每隔30min加入100g(10%) 混合好的高钛渣，喷入9g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入12g的雾化水。 再制粒3h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~0.32mm 的高钛渣颗粒占75%，含水量为0.55%。

　　[0029] 实施例6 称取高钛渣(97%) 970g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(35%)300g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为60r/min。制粒机转动同时喷入（10%)30g雾化水。每隔30min加入100g (10%)混合好的高钛渣，喷入l〇g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入12g的雾 化水。再制粒3h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~ 0.32mm的高钛渣颗粒占66%，含水量为0.62 %。

　　[0030] 实施例7 称取高钛渣(97%) 970g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(35%)350g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为50r/min。制粒机转动同时喷入（12%)42g雾化水。每隔30min加入100g (10%)混合好的高钛渣，喷入12g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入12g的雾 化水。再制粒2h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~ 0.32mm的高钛渣颗粒占63%，含水量为0.72%。

　　[0031] 实施例8 称取高钛渣(97%) 970g，有机粘结剂（1.5%) 15g，无机粘结剂（1.5%) 15g，将高钛渣、有机 粘结剂和无机粘结剂混合均匀。取混合均匀后的高钛渣(40%)400g，放入制粒机中，启动制 粒机，调节转速为50r/min。制粒机转动同时喷入（15%)60g雾化水。每隔20min加入100g (10%)混合好的高钛渣，喷入15g雾化水。待混合好的高钛渣加完后，每隔30min喷入15g的雾 化水。再制粒2h，放入烘干箱，在100 °C下烘2h。经粒度检测和含水量检测，粒度在0.074mm~ 0.32mm的高钛渣颗粒占43%，含水量为1.2%。

　　[0032]附表一_

　　【主权项】

　　1. 一种细粒级高钛渣制粒粒径控制方法，其特征在于包括下列步骤： A、 按质量百分比为90%~99%的高钛渣、1%~5%的有机粘结剂、1%~5%的无机粘结剂称取、 备用，将称取的高钛渣、有机粘结剂和无机粘结剂混合均匀； B、 称取一定量的混合均匀后的高钛渣，倒入制粒机中，启动制粒机，调整适当的转速， 喷入适量的水； C、 待B步骤中的尚钦渔成小粒后，每隔一定的时间，加入一定量混合均勾后的尚钦渔， 喷入适量的水； D、 上述C步骤加完料后，持续一段制粒时间，期间每隔适当的时间，喷入适量的水； E、 将制完粒的高钛渣在烘箱中烘干。2. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于所述的A步骤 的高钛渣粒径不大于0.074mm，Ti0 2含量不小于90%，CaO和MgO含量之和小于2.5%。3. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于所述的有机 粘结剂和无机粘结剂中CaO和MgO含量均为小于0.5%。4. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于B步骤所述的 称取高钛渣的量为混合均匀高钛渣总量的20%~60%。5. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于B步骤所述的 制粒机转速为40~80r/min。6. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于B步骤的喷入 的水为雾化水，喷入水的量为5%~15%。7. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于C步骤在加入 的高钛渣成粒后，每间隔10~50min加入一次高钛渣，加入高钛渣的量为5%~30%。8. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于C步骤在加入 高钛渣后，喷入的水为雾化水，喷入水的量为5%~15%。9. 根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于D步骤上述C 步骤加完料后，持续制粒时间为：1~4小时，期间每隔为:30~60min，喷入雾化水的量为混合 均匀高钛渣总重〇. 5%~5%。 1 〇.根据权利要求1所述的细粒级高钛渣制粒粒径控制的方法，其特征在于E步骤在高 钛渣制完粒后，在烘箱烘干温度为:1〇〇°〇250°C。

　　【文档编号】C22B1/24GK105838873SQ201610446494

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月21日

　　【发明人】汤皓元, 文建华, 冯绍棠, 包崇军, 胥福顺, 杨钢, 杨祖贵, 陈越, 孙彦华, 杨浩

　　【申请人】昆明冶金研究院

　　竖炉用红土镍矿球团的制备方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法，所述方法包括：(1)将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合，以便得到混合物料；(2)将所述混合物料进行成型处理，以便得到成型球团；(3)将所述成型球团进行烘干处理，以便得到烘干球团；以及(4)将所述烘干球团进行焙烧处理，以便得到红土镍矿球团，其中，将所述红土镍矿与所述水、所述氧化钙和所述粘结剂按照质量比为100：(5～30)：(5～30)：(2～20)进行混合。采用该方法制备得到的红土镍矿球团强度较好，并且焙烧后所得红土镍矿球团的平均抗压强度达到2000N以上，平均跌落强度达到15次以上，从而满足竖炉对球团的需要。

　　【专利说明】

　　竖炉用红土镍矿球团的制备方法

　　技术领域

　　[0001 ]本发明属于一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 近年来，随着硫化镍矿资源和高品位红土镍矿资源的逐渐减少，大量镍品位在1- 2%左右的红土镍矿的开发日益为人们所关注。红土镍矿球团水分含量高，在35-40 %左右， 普通的成型方法制备的球团强度较低、粉化率较高，达不到竖炉对球团强度的要求;另外， 红土镍矿因烧损大，金属品位含量低，若直接磨细生产球团矿，其强度太低，远不能满足竖 炉的要求。

　　[0003] 因此能否开发出新的满足竖炉要求的球团粘结剂和工艺，将红土镍矿球团焙烧成 强度高、且能满足制备成本低廉运输要求，将具有现实的意义。

　　【发明内容】

　　[0004] 本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的 一个目的在于提出一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法，采用该方法制备得到的红土镍矿 球团强度较好，并且焙烧后所得红土镍矿球团的平均抗压强度达到2000N以上，平均跌落强 度达到15次以上，从而满足竖炉对球团的需要。

　　[0005] 在本发明的一个方面，本发明提出了一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法。根据 本发明的实施例，该方法包括：

　　[0006] (1)将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合，以便得到混合物料；

　　[0007] (2)将所述混合物料进行成型处理，以便得到成型球团；

　　[0008] (3)将所述成型球团进行烘干处理，以便得到烘干球团；以及

　　[0009] (4)将所述烘干球团进行焙烧处理，以便得到红土镍矿球团，

　　[0010] 其中，将所述红土镍矿与所述水、所述氧化钙和所述粘结剂按照质量比为100: (5 ~30): (5~30): (2~20)进行混合。

　　[0011]由此，根据本发明实施例的竖炉用红土镍矿球团的制备方法可以制备得到平均抗 压强度达到2000N以上，平均跌落强度达到15次以上的红土镍矿球团，从而满足竖炉对球团 的需要。

　　[0012] 另外，根据本发明上述实施例的竖炉用红土镍矿球团的制备方法还可以具有如下 附加的技术特征：

　　[0013] 在本发明的一些实施例中，在步骤（1)中，将所述红土镍矿与所述水、所述氧化钙 和所述粘结剂按照质量比为100: (10~25): (10~20): (5~15)进行混合。由此，可以显著提 高红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0014] 在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述粘结剂为选自膨润土和改性淀粉中 的至少一种。由此，通过采用该类粘结剂可以有效控制球团中无机成分的加入量，从而避免 给球团带入无机杂质。

　　[0015] 在本发明的一些实施例中，在步骤(1)中，所述粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的 复合粘结剂，并且在所述复合粘结剂中，所述膨润土与所述改性淀粉的质量比为(2~5): 1。 由此，可以在提高红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度的同时降低球团中的杂质含量。

　　[0016] 在本发明的一些实施例中，在步骤（1)中，所述红土镍矿的粒径不高于150微米。由 此，可以进一步提高红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0017] 在本发明的一些实施例中，在步骤（2)中，所述成型处理的压力为11~13MPa。由 此，可以进一步提高红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0018] 在本发明的一些实施例中，在步骤(3)中，所述烘干处理的温度为80~100摄氏度， 时间为10~16小时。由此，可以使得所得烘干球团的冷态抗压强度达到250N以上，跌落强度 达到10次以上，从而进一步提高所得红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0019] 在本发明的一些实施例中，在步骤（4)中，所述焙烧处理的温度不低于1200摄氏 度。由此，可以进一步提高红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0020] 本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变 得明显，或通过本发明的实践了解到。

　　【附图说明】

　　[0021] 本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得 明显和容易理解，其中：

　　[0022] 图1是根据本发明一个实施例的竖炉用红土镍矿球团的制备方法流程示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0023] 下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终 相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附 图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0024]在本发明的一个方面，本发明提出了一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法。根据 本发明的实施例，该方法包括：（1)将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合，以便得到混 合物料；（2)将所述混合物料进行成型处理，以便得到成型球团；（3)将所述成型球团进行烘 干处理，以便得到烘干球团；以及(4)将所述烘干球团进行焙烧处理，以便得到红土镍矿球 团，其中，将所述红土镍矿与所述水、所述氧化钙和所述粘结剂按照质量比为1〇〇: (5~30): (5~30): (2~20)进行混合。发明人发现，红土镍矿自身具有较高的粘性，成型过程很难进 行，通过加入氧化钙可以有效改善红土镍矿粘性大的缺陷，从而利于成型球团的脱模，并且 加入的氧化钙在后续冶炼过程中可以作为造渣剂使用，从而提高冶炼过程中金属镍的品 位，同时本申请通过将所得成型球团进行烘干处理，所得烘干球团的冷态抗压强度达到 250N以上，跌落强度达10次以上，从而使得后续经焙烧处理后所得红土镍矿球团的平均抗 压强度达到2000N以上，平均跌落强度达到15次以上，满足竖炉对球团的需要。

　　[0025]下面参考图1对本发明实施例的竖炉用红土镍矿球团的制备方法进行详细描述。 根据本发明的实施例，该方法包括：

　　[0026] S100:将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合

　　[0027]根据本发明的实施例，将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合，从而可以得到 混合物料。发明人发现，红土镍矿自身具有较高的粘性，成型过程很难进行，通过加入氧化 钙可以有效改善红土镍矿粘性大的缺陷，从而利于成型球团的脱模，并且加入的氧化钙在 后续冶炼过程中可以作为造渣剂使用，从而提高冶炼过程中金属镍的品位。

　　[0028] 根据本发明的一个实施例，将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂可以按照质量比为 100: (5~30): (5~30): (2~20)进行混合。发明人通过大量实验意外发现，按照该混合比例 混合可以保证所得球团具有较高的抗压强度和跌落强度。

　　[0029] 根据本发明的具体实施例，将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂可以按照质量比为 100: (10~25): (10~20): (5~15)进行混合。发明人发现，该混合配比下所得红土镍矿球团 的抗压强度和跌落强度最佳。

　　[0030] 根据本发明的再一个实施例，粘结剂的具体类型并不受特别限制，本领域技术人 员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，粘结剂可以为选自膨润土和改 性淀粉中的至少一种，优选含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂。发明人发现，该类粘结剂 价格低廉，来源广泛，并且为有机无机复合粘结剂，可以有效控制所得红土镍矿球团中无机 成分的加入量，从而降低球团中无机杂质的含量。

　　[0031] 根据本发明的具体实施例，该复合粘结剂中膨润土和改性淀粉的比例并不受特别 限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，该复合粘结 剂中，膨润土与改性淀粉的质量比可以为(2~5): 1。发明人发现，采用该组成的复合粘结剂 可以保证所得球团就有较高的抗压和抗摔性能。

　　[0032] 根据本发明的又一个实施例，红土镍矿的粒径并不受特别限制，本领域技术人员 可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，红土镍矿的粒径可以不高于150微 米。发明人发现，该粒径范围的红土镍矿可以与粘结剂和氧化钙充分混合，从而可以显著提 高所得红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0033] S200:将混合物料进行成型处理

　　[0034] 根据本发明的实施例，将上述所得混合物料进行成型处理，从而可以得到成型球 团。具体的，将上述所得混合物料供给至成型设备中进行压制成型得到成型球团。

　　[0035] 根据本发明的一个实施例，成型处理压力并不受特别限制，本领域技术人员可以 根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，成型处理的压力可以为11~13MPa。由 此，可以显著提高后续所得红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0036] S300:将成型球团进行烘干处理

　　[0037] 根据本发明的实施例，将上述所得成型球团进行烘干处理，从而可以得到烘干球 团。发明人发现，通过将所得成型球团进行烘干处理，所得烘干球团的冷态抗压强度达到 250N以上，跌落强度达10次以上，从而使得后续经焙烧处理后所得红土镍矿球团的平均抗 压强度达到2000N以上，平均跌落强度达到15次以上，满足竖炉对球团的需要。

　　[0038] 根据本发明的一个实施例，烘干处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可 以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，烘干处理的温度可以为80~100摄氏 度，时间可以为1 〇~16小时。由此，可以保证所得烘干球团的冷态抗压强度达到250N以上， 跌落强度达到10次以上，从而进一步提高所得红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度。

　　[0039] S400:将烘干球团进行焙烧处理

　　[0040]根据本发明的实施例，将上述所得烘干球团进行焙烧处理，从而可以得到红土镍 矿球团。发明人发现，通过将所得烘干球团进行焙烧处理，可以使得所得红土镍矿的平均抗 压强度达到2000N以上，平均跌落强度达到15次以上的红土镍矿球团，从而满足竖炉对球团 的需要。

　　[0041]根据本发明的一个实施例，焙烧处理的条件并不受特别限制，本领域技术人员可 以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，焙烧处理可以在不低于1200摄氏度 下进行。由此，可以保证使得所得红土镍矿的平均抗压强度达到2000N以上，平均跌落强度 达到15次以上的红土镍矿球团，从而满足竖炉对球团的需要。

　　[0042]根据本发明实施例的竖炉用红土镍矿球团的制备方法通过加入氧化钙可以有效 改善红土镍矿自身粘性大而导致的成型难度大的缺陷，从而利于成型球团的脱模，并且加 入的氧化钙在后续冶炼过程中可以作为造渣剂使用，从而提高冶炼过程中金属镍的品位， 同时本申请中采用的粘结剂价格低廉，来源广泛，并且为有机无机复合粘结剂，可以有效控 制所得红土镍矿球团中无机成分的加入量，从而降低球团中无机杂质的含量，另外本申请 通过将所得成型球团进行烘干处理，所得烘干球团的冷态抗压强度达到250N以上，跌落强 度达10次以上，从而使得后续经焙烧处理后所得红土镍矿球团的平均抗压强度达到2000N 以上，平均跌落强度达到15次以上，满足竖炉对球团的需要。

　　[0043] 下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述 性的，而不以任何方式限制本发明。

　　[0044] 实施例1

　　[0045] 首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为2:1)，其中水分占红土镍矿质量的5%，氧化钙粉末占红土镍 矿质量的30 %，粘结剂质量占红土镍矿质量的2%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟；随 后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为llMPa;制备成型的球团放 入温度为80°C的烘箱中烘干16小时;接着将所得烘干球团在1200Γ下焙烧进行处理，获得 红土镍矿球团。

　　[0046] 实施例2

　　[0047]首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为5:1)，其中水分占红土镍矿质量的30%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的15%，粘结剂质量占红土镍矿质量的20%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为13MPa;制备成型的球团 放入温度为100 °C的烘箱中烘干10小时;接着将所得烘干球团在1200 °C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0048] 实施例3

　　[0049] 首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为3:1)，其中水分占红土镍矿质量的10%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的10%，粘结剂质量占红土镍矿质量的5%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90 °C的烘箱中烘干13小时;接着将所得烘干球团在1200 °C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0050] 实施例4

　　[0051]首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为4:1)，其中水分占红土镍矿质量的25%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的20%，粘结剂质量占红土镍矿质量的15%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200°C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0052] 实施例5

　　[0053]首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为3:1)，其中水分占红土镍矿质量的17%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的15%，粘结剂质量占红土镍矿质量的10%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200°C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0054] 对比例1

　　[0055] 首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为1:1)，其中水分占红土镍矿质量的17%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的15%，粘结剂质量占红土镍矿质量的10%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200°C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0056] 对比例2

　　[0057]首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为6:1)，其中水分占红土镍矿质量的17%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的15%，粘结剂质量占红土镍矿质量的10%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200°C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0058] 对比例3

　　[0059]首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为3:1)，其中水分占红土镍矿质量的42%，氧化钙粉末占红土 镍矿质量的4%，粘结剂质量占红土镍矿质量的22%，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟； 随后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团 放入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200°C下焙烧进行处理，获 得红土镍矿球团。

　　[0060] 对比例4

　　[0061] 首先将红土镍矿磨细至尺寸小于150微米，然后向其中加入一定量的水分和氧化 钙粉末，随后加入一定量的粘结剂(粘结剂为含有膨润土和改性淀粉的复合粘结剂，其中， 膨润土和改性淀粉的质量比为3:1)，其中水分占红土镍矿质量的3%，氧化钙粉末占红土镍 矿质量的32 %，粘结剂质量占红土镍矿质量的1 %，将上述混合物均匀混合搅拌10分钟；随 后将混合好的物料放入对辊压球机压制成型，压球机压力设定为12MPa;制备成型的球团放 入温度为90°C的烘箱中烘干14小时;接着将所得烘干球团在1200Γ下焙烧进行处理，获得 红土镍矿球团。

　　[0062] 评价：

　　[0063] 1、分别对实施例1-5和对比例1-4所得红土镍矿球团的抗压强度和跌落强度进行 评价。

　　[0064] 2、评价指标和测试方法：

　　[0065]抗压强度的测试:将团块置于型号为LDS-Y10A球团压力试验机上测定的，压力试 验机施载速度为l〇mm/min。

　　[0066]抗摔强度测试方法:将球块至50公分高处跌落至橡胶板，跌落至碎的次数为抗摔 强度。

　　[0067]测试结果如表1所示：

　　[0068] 表1红土镍矿球团性能对比

　　[0069]

　　[0070] 1 在本说明书的描述中，参考术语"一个实施例"、"一些实施例"、"示例"、"具体示 例"、或"一些示例"等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特 点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不 必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任 一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技 术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结 合和组合。

　　[0072] 尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例 性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述 实施例进行变化、修改、替换和变型。

　　【主权项】

　　1. 一种竖炉用红土镍矿球团的制备方法，其特征在于，包括： (1) 将红土镍矿与水、氧化钙和粘结剂进行混合，以便得到混合物料； (2) 将所述混合物料进行成型处理，以便得到成型球团； (3) 将所述成型球团进行烘干处理，以便得到烘干球团；以及 (4) 将所述烘干球团进行焙烧处理，以便得到红土镍矿球团， 其中，将所述红土镍矿与所述水、所述氧化钙和所述粘结剂按照质量比为100: (5~ 30): (5~30): (2~20)进行混合。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，在步骤（1)中，将所述红土镍矿与所述水、 所述氧化钙和所述粘结剂按照质量比为100: (10~25): (10~20): (5~15)进行混合。3. 根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，在步骤（1)中，所述粘结剂为选自膨润 土和改性淀粉中的至少一种。4. 根据权利要求3所述的方法，其特征在于，在步骤（1)中，所述粘结剂为含有膨润土和 改性淀粉的复合粘结剂，并且在所述复合粘结剂中，所述膨润土与所述改性淀粉的质量比 为(2~5):1。5. 根据权利要求1-4中任一项所述的方法，其特征在于，在步骤（1)中，所述红土镍矿的 粒径不高于150微米。6. 根据权利要求1-5中任一项所述的方法，其特征在于，在步骤(2)中，所述成型处理的 压力为11~13MPa。7. 根据权利要求6所述的方法，其特征在于，在步骤(3)中，所述烘干处理的温度为80~ 100摄氏度，时间为10~16小时。8. 根据权利要求1-7中任一项所述的方法，其特征在于，在步骤(4)中，所述焙烧处理的 温度不低于1200摄氏度。

　　【文档编号】C22B1/243GK105838874SQ201610341625

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月19日

　　【发明人】夏碧华, 邓鑫, 薛逊, 吴道洪

　　【申请人】江苏省冶金设计院有限公司

　　一种冶金用粘合剂的制作方法

　　【专利摘要】本发明属于粘合剂领域，具体涉及一种冶金用粘合剂，按重量份数计，由以下组份组成：松香改性酚醛树脂33?38份、环氧蓖麻油3?5份、SEBS弹性体5?10份、氧化锌纳米棒/云母复合粉体5?10份、增稠剂1?3份、双酚A环氧树脂20?25份、对叔丁基邻苯二酚3?5份、甲乙酮3?5份、助剂10?15份、乙酸乙酯余量；本发明制备的粘合剂能够有效防止偏析或扬尘、而且能够改善混合粉末的流动性，而且本发明制备方法简单，成本低，环境污染小，可以规模化生产，适用于多种冶金加工领域。

　　【专利说明】

　　_种冶金用粘合剂

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于粘合剂领域，具体涉及一种冶金用粘合剂。

　　【背景技术】

　　[0002] 冶金粉末是精细矿粉加入少量的粘合剂混合后，依靠毛细力和旋转运动的机械力 造成直径8-16mm的球粉，然后在焙烧设备上干燥，在高温氧化性气氛下再结晶的晶桥键固 结成的品位高、强度好、粒度均匀的球状原料。

　　[0003] 冶金粘合剂一般包括两大类:一是有机粘合剂，二是无机粘合剂。有机粘合剂因价 格高、用量少、分散难，且对造球工艺有着苛刻的要求。无机粘合剂主要成分是膨润土，部分 使用白灰或其他黏土类粘合剂。在粘合剂使用过程中，易产生偏析或扬尘的现象，为克服这 种现象，往往会选择添加成为粘结剂的粘合剂，比如苯乙稀-丁二稀橡胶等粘合剂。由于橡 胶系粘合剂具有极高的粘附性，因此成为阻碍粉末流动性的主要原因。若混合粉末的流动 性差，则在整个成型金属膜内，特别是在薄壁部分难以均匀的填充混合粉末，难以得到均匀 的压粉体。因此，为了解决上述问题，本发明公开了一种能够防止上述偏析或扬尘、而且能 够改善混合粉末的流动性的树脂系粘合剂。

　　【发明内容】

　　[0004] 为解决上述问题，本发明提供一种冶金用粘合剂。

　　[0005] -种冶金用粘合剂，按重量份数计，由以下组份组成：

　　[0006] 松香改性酚醛树脂33-38份、环氧蓖麻油3-5份、SEBS弹性体5-10份、氧化锌纳米 棒/云母复合粉体5-10份、增稠剂1-3份、双酚A环氧树脂20-25份、对叔丁基邻苯二酚3-5份、 甲乙酮3-5份、助剂10-15份、乙酸乙酯余量。

　　[0007] 其中，松香改性酚醛树脂优选DCH2102松香改性酚醛树脂。

　　[0008] 所述助剂是由下列重量组分的原料制成：苯骈三氮唑4-7份、丙烯酸酯类单体3-5 份、大豆油5-9份、炭黑3-5份、凹凸棒土 4-7份、乙酰丙酮铜3-6份、硬脂酸盐10-15份、聚乙烯 吡咯烷酮3-6份、丁二烯酸酯树脂10-15份、抗氧剂1010 2-5份、虫胶4-7份、三乙醇胺5-8份、 去离子水5-10份、乙酸乙酯余量。

　　[0009] 其中，丙烯酸酯类单体优选丙烯酸-2-羟基乙酯;硬脂酸盐优选为硬脂酸锌。

　　[0010] 所述助剂的制备方法是：⑴将苯骈三氮唑、炭黑、凹凸棒土、虫胶和乙酸乙酯加到 高速混合机中，高速搅拌20-30min，加热至60-80°C，加入丙烯酸酯类单体、三乙醇胺、丁二 烯酸酯树脂，继续搅拌反应l_2h; (2)将硬脂酸盐、聚乙烯吡咯烷酮和去离子水混合，在温度 60-80°C下溶解；（3)将步骤(2)的产物加到流化床里用空气流化，喷涂在步骤(1)的产物上， 再加入其余剩余物质充分研磨即可。

　　[0011] 具体地，所述的增稠剂为淀粉醚和聚丙烯酰胺按质量比1-4:1组成。

　　[0012] -种冶金用粘合剂的制备方法，包括如下步骤：

　　[0013] (1)将SEBS弹性体、氧化锌纳米棒/云母复合粉体、环氧蓖麻油加到甲乙酮和乙酸 乙酯的混合溶液中，超声分散20-30min，加热至60-80°C时加入对叔丁基邻苯二酚、助剂继 续搅拌反应40_60min;

　　[0014] (2)将步骤（1)的产物继续升高温度至70-90°C，加入松香改性酚醛树脂、双酚A环 氧树脂、增稠剂，800-1000r/min下高速混合搅拌反应1-2h;

　　[0015] (3)将步骤(2)制得的物料加到研磨机中研磨分散均匀，过滤得到细度为30_40μπι 的物料，包装即可。

　　[0016] 本发明具有的有益效果：

　　[0017] (1)本发明制备的粘合剂能够有效防止偏析或扬尘、而且能够改善混合粉末的流 动性。

　　[0018] (2)本发明使用的复合增稠剂，与助剂复合使用，起到较好的协同作用，可以有效 改善粘合剂的粘度，粘合剂对混合粉末的成型操作性较好，可以提供均匀且高密度的烧结 体。

　　[0019] (3)本发明制备方法简单，成本低，环境污染小，可以规模化生产，适用于多种冶金 加工领域。

　　【具体实施方式】

　　[0020] 为了使本发明目的、技术方案和优点更加清楚明白，以下结合实例，对本发明进行 进一步的详细说明。

　　[0021] 实施例1

　　[0022] -种冶金用粘合剂，按重量份数计，由以下组份组成：

　　[0023]松香改性酚醛树脂34份、环氧蓖麻油3.5份、SEBS弹性体5份、氧化锌纳米棒/云母 复合粉体5份、增稠剂1.5份、双酚Α环氧树脂22份、对叔丁基邻苯二酚3份、甲乙酮4份、助剂 12份、乙酸乙酯余量。

　　[0024]其中，助剂是由下列重量组分的原料制成：苯骈三氮唑7份、丙烯酸酯类单体4份、 大豆油7份、炭黑3份、凹凸棒土 6份、乙酰丙酮铜5份、硬脂酸盐12份、聚乙烯吡咯烷酮5份、丁 二烯酸酯树脂13份、抗氧剂1010 5份、虫胶4份、三乙醇胺5份、去离子水10份、乙酸乙酯余 量。

　　[0025]其中，助剂的制备方法是：（1)将苯骈三氮唑、炭黑、凹凸棒土、虫胶和乙酸乙酯加 到高速混合机中，高速搅拌20_30min，加热至60-80°C，加入丙烯酸酯类单体、三乙醇胺、丁 二烯酸酯树脂，继续搅拌反应l_2h; (2)将硬脂酸盐、聚乙烯吡咯烷酮和去离子水混合，在温 度60-80°C下溶解；（3)将步骤(2)的产物加到流化床里用空气流化，喷涂在步骤（1)的产物 上，再加入其余剩余物质充分研磨即可。

　　[0026] 其中，增稠剂为淀粉醚和聚丙烯酰胺按质量比2:1组成。

　　[0027] 本发明所述的一种冶金用粘合剂，其制备方法包括如下步骤：

　　[0028] (1)将SEBS弹性体、氧化锌纳米棒/云母复合粉体、环氧蓖麻油加到甲乙酮和乙酸 乙酯的混合溶液中，超声分散20_30min，加热至60-80°C时加入对叔丁基邻苯二酚、助剂继 续搅拌反应40_60min;

　　[0029] (2)将步骤（1)的产物继续升高温度至70_90°C，加入松香改性酚醛树脂、双酚A环 氧树脂、增稠剂，800-1000r/min下高速混合搅拌反应1-2h;

　　[0030] (3)将步骤(2)制得的物料加到研磨机中研磨分散均匀，过滤得到细度为30_40μπι 的物料，包装即可。

　　[0031] 实施例2-6与实施例1基本相同，不同之处在于表1

　　[0032] 表 1

　　[0033]

　　[0034] 按上述配方所得润滑剂性能如表2

　　[0035] 表 2

　　[0036]

　　以上述依据本发明的理想实施例为启示，通过上述的说明内容，相关工作人员完 全可以在不偏离本项发明技术思想的范围内，进行多样的变更以及修改。本项发明的技术 性范围并不局限于说明书上的内容，必须要根据权利要求范围来确定其技术性范围。

　　【主权项】

　　1. 一种冶金用粘合剂，按重量份数计，由以下组份组成： 松香改性酚醛树脂33-38份、环氧蓖麻油3-5份、SEBS弹性体5-10份、氧化锌纳米棒/云 母复合粉体5-10份、增稠剂1-3份、双酚A环氧树脂20-25份、对叔丁基邻苯二酚3-5份、甲乙 酮3-5份、助剂10-15份、乙酸乙酯余量。2. 由权利要求1所述的一种冶金用粘合剂，其特征在于，所述助剂是由下列重量组分的 原料制成:苯骈三氮唑4-7份、丙稀酸酯类单体3-5份、大豆油5-9份、炭黑3-5份、凹凸棒土 4-7份、乙酰丙酮铜3-6份、硬脂酸盐10-15份、聚乙烯吡咯烷酮3-6份、丁二烯酸酯树脂10-15 份、抗氧剂1010 2-5份、虫胶4-7份、三乙醇胺5-8份、去离子水5-10份、乙酸乙酯余量。3. 由权利要求1所述的一种冶金用粘合剂，其特征在于，所述助剂的制备方法是：（1)将 苯骈三氮唑、炭黑、凹凸棒土、虫胶和乙酸乙酯加到高速混合机中，高速搅拌20-30min，加热 至60-80°C，加入丙烯酸酯类单体、三乙醇胺、丁二烯酸酯树脂，继续搅拌反应l_2h;(2)将硬 脂酸盐、聚乙烯吡咯烷酮和去离子水混合，在温度60-80°C下溶解；（3)将步骤(2)的产物加 到流化床里用空气流化，喷涂在步骤(1)的产物上，再加入其余剩余物质充分研磨即可。4. 由权利要求1所述的一种冶金用粘合剂，其特征在于，所述的增稠剂为淀粉醚和聚丙 稀酰胺按质量比1_4:1组成。

　　【文档编号】C22B1/242GK105838875SQ201610394753

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月5日

　　【发明人】孔凡祥

　　【申请人】扬州派德粉末冶金有限公司

　　一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法

　　【专利摘要】本发明属于资源综合利用领域，涉及一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法。本发明以钢铁厂含锌粉尘为主要原料，配加一定量的还原剂、粘结剂、熔剂和水，充分混合后经压球机压制成球，经烘干或养护后送入炉渣滞留室内，利用炉渣显热，使含锌粉尘团块发生自还原反应，通过气体除尘装置回收粗锌产品，剩余炉渣利用传统炉渣处理工艺处理。本发明工艺能对钢铁厂不同成分的含锌粉尘进行处理，在利用粉尘中C资源的同时，还能充分回收粉尘中锌元素。

　　【专利说明】

　　一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种含锌粉尘处理工艺，尤其是涉及一种利用高炉渣显热处理含锌粉尘工艺，回收锌资源。

　　【背景技术】

　　[0002]在传统的钢铁生产流程中将产量大量的粉尘，这类粉尘富含TFe、CaO、MgO、C等宝贵资源，但同时也含有锌、铅等对钢铁生产过程不利的元素，使粉尘的在钢铁流程内部的循环利用受到一定的限制。随着能源、资源、环境形势越来越严峻，钢铁企业的压力也越来越大，解决好含锌、铅粉尘的高效回收利用问题便成了当务之急。

　　[0003]目前国内很多钢铁企业将含锌粉尘作为原料直接配入烧结、球团料，该方法最为简单，能一定程度上实现了铁资源的回收利用，具有投入少，见效快，无需改变原有工艺等优点，但存在配料、混合困难等问题，且会造成有害元素的循环和富集，给高炉带来危害，属于含铁尘泥的粗放型利用，不能彻底解决含锌粉尘高效资源化利用的问题(炼铁，2010，29

　　[4]:56);粉尘喷吹法主要是将粉尘以一定比例混合喷吹到高炉或其他熔融炉中代替部分原料进行循环回收利用，从而达到降低炼铁生产成本的目的，该方法具有一定的效果，但对喷吹物料有相当高的技术要求，且其处理量不大，使该工艺的应用受到了一定的限制(炼铁，2011，30(I): 54);含锌粉尘造块返回炼钢工艺，用做炼钢冷却剂是含铁尘泥资源化利用的又一途径，目前国内外许多企业已使用这种方法，炼钢法可充分利用粉尘中的FeO和CaO，代替部分造渣剂和冷却剂，而且对粉尘强度要求不高，可降低炼钢石灰及钢铁材料消耗，从而降低炼钢成本，但该方法不适合处理低品位、高碳、高碱粉尘(环境工程，2011，29(2):96)。

　　[0004]钢铁企业在高炉生产过程中，每炼出I吨生铁约产生300kg液态高炉渣，这些热熔渣的温度约为1400?1600°C，每吨热熔渣约含有1700MJ的显热，相当于58kg标准煤的发热值。以I座3200m3的高炉为例，每小时约产生10t热熔渣，相当于5.8t标准的发热值，足以生产40t/h高品位的蒸汽。而传统高炉渣，则通过水粹处理，余热以蒸汽的形式回收利用发电，热效率较低，造成大量热值浪费以及水资源的浪费(一种高炉渣显热回收及其余热利用系统，CN 202543226 U)。也有专利提到利用高炉渣显热作为印制电路板基板进行热解反应的化学能加以回收利用，避免了水资源的浪费，同时避免了印制电路板基板热解处理的二次能源消耗问题，但是这种方法需要将炉渣温度降至200°C左右，浪费大量显热(一种高炉渣显热回收利用方法及装置，CN1020505959A)。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明目的是充分利用高炉渣显热，在利用粉尘中C资源的同时，还能充分回收粉尘中锌元素。

　　[0006]本发明以钢铁厂含锌粉尘为主要原料，配加一定量的还原剂、粘结剂、熔剂和水，充分混合后经压球机压制成球，经烘干或养护后送入炉渣滞留室内，利用炉渣显热，使含锌粉尘团块发生自还原反应，通过气体除尘装置回收粗锌产品，剩余炉渣可利用传统炉渣处理工艺处理。本发明的技术方案为:

　　[0007](I)对含锌、铅粉尘进行干燥，配入还原剂、熔剂、粘结剂和水，配入还原剂(无烟煤、焦粉等)、熔剂(石灰石、生石灰、硅石等)、粘结剂(水泥)和水，充分混匀后经对辊压球机或振动压球机压制成块，粉尘团块的质量百分比为，还原剂O?10%，熔剂O?5%，粘结剂为6?8 %，水5?8，余量为含锌、铅粉尘;为保证粉尘团块传热效率，团块不宜超过30mm，养护72h后存放在料场备用。

　　[0008](2)高炉出渣前，含锌粉尘团块由炉渣滞留室顶料钟加料器加入室内，滞留室顶采用的是双料钟密闭，防止含锌二次粉尘从炉顶逸出。

　　[0009](3)高炉渣与铁水通过撇渣器分离后，炉渣流入炉渣滞留室，此时炉渣滞留室内温度达到1300°C以上，含锌粉尘团块与炉渣产生剧烈热交换，发生自还原反应，完成预热、还原、熔化、分离等冶金过程，最终生成炉渣，锌化合物被还原，产生锌以蒸汽形式从团块中挥发出来，随二次粉尘逸出。

　　[0010](4)炉渣滞留室一侧设置鼓风装置，保证室内气压稳定，并使锌蒸汽氧化附着于二次粉尘上，同时对二次粉尘进行冷却，便于后续收集。

　　[0011](5)炉渣滞留室顶设置抽风装置，二次粉尘随鼓入的空气进入布袋除尘装置，可得锌含量较高的粉尘，属于高锌粉尘，可作为锌的冶炼原料，具有较高的经济价值。

　　[0012](6)炉渣在滞留室内停留10?20min后，打开滞留室底部渣口，炉渣从从炉渣滞留室内留出，用水急冷、破碎，可作为建筑材料或进行其他综合利用。炉渣滞留室反应时，由砲泥密封渣口。

　　[0013]本发明工艺能对钢铁厂不同成分的含锌粉尘进行处理，在利用粉尘中C资源的同时，还能充分回收粉尘中锌元素。

　　【附图说明】

　　[0014]图1为利用高炉渣显热处理钢铁厂含锌粉尘工艺流程图，

　　[0015]图2为炉渣滞留室示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0016]本发明专利具体的工艺流程如图1所示。下面结合实施例对本发明作进一步的说明。

　　[0017]实施方式一:

　　[0018]选用的一种高炉除尘灰和转炉污泥作为原料，高炉除尘灰成分为Fe:35%，Zn:10%，？13:3%，(::20%，转炉污泥的成分为:？6:55%，211:1%，!120:30%。选用生石灰作为熔剂。按高炉除尘灰:转炉污泥:生石灰:水泥:水约为40:45:2:5:8的比例进行配料，充分混匀后在不低于20MPa的压力下压制成块，在温度为20?30°C，湿度2 95%的环境下养护72h，养护完成后送入料场堆放。本方式可充分利用高炉除尘灰中的碳，不需要额外加入还原剂，并且可减少熔剂的加入量;同时利用转炉污泥中的水，减少水的加入量。

　　[0019]将养护完成后的压块送入炉渣滞留室顶料仓，经料钟加料器加入炉渣滞留室，高炉渣与铁水通过撇渣器分离后，炉渣流入炉渣滞留室，此时炉渣滞留室内温度达到1300°C以上，含锌粉尘团块与炉渣产生剧烈热交换，发生自还原反应，利用炉渣显热提供团块预热、还原、熔化和分离所需的热量;氧化锌被还原成锌蒸气，随空气往滞留室顶运动，进入布袋除尘器，分离富锌粉尘，粉尘中的氧化锌含量可达60 %?70%，可出售给锌冶炼厂家，进行综合利用。炉渣在滞留室内停留1min后，打开滞留室底部渣口，炉渣从从炉渣滞留室内留出，用水急冷、破碎，可作为建筑材料或进行其他综合利用。

　　[0020]实施方式二:

　　[0021 ]选用一种电炉除尘灰作为原料，其成分为Fe: 35%，Zn: 15 %，Pb: 3% ;选用焦粉作为还原剂，其固定碳含量约为85.5%，灰分约为12.5%，挥发分约为2%;选用硅石粉作为熔剂，其S12含量约为98 %左右;选用水泥作为粘结剂。按电炉除尘灰:焦粉:硅石粉:水泥:水约为75:10:5:5:5的比例加入焦粉、硅石粉、水泥和水，充分混匀后在不低于20MPa的压力下压制成块，在温度为20?30°C，湿度2 95%的环境下养护72h，养护完成后送入料场存放。

　　[0022]将电炉除尘灰团块送入炉渣滞留室顶料仓，经料钟加入炉渣滞留室进行反应。后续冶炼过程与实施方式一相同。经布袋除尘器后粉尘的氧化锌含量可达70%?80%。炉渣在滞留室内停留20min后，打开滞留室底部渣口，炉渣从从炉渣滞留室内留出，用水急冷、破碎，可作为建筑材料或进行其他综合利用。

　　【主权项】

　　1.一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法，其特征在于以钢铁厂含锌粉尘为主要原料，配加一定量的还原剂、粘结剂、熔剂和水，充分混合后经压球机压制成球，经烘干或养护后送入炉渣滞留室内，利用炉渣显热，使含锌粉尘团块发生自还原反应，通过气体除尘装置回收粗锌产品，剩余炉渣利用传统炉渣处理工艺处理;具体技术方案为: (1)对含锌、铅粉尘进行干燥，配入还原剂、熔剂、粘结剂和水，充分混匀后经对辊压球机或振动压球机压制成块，含锌粉尘团块的质量百分比为，还原剂O?10%，熔剂O?5%，粘结剂6?8%，水5?8，余量为含锌、铅粉尘;粉尘团块养护72h后存放在料场备用； (2)高炉出渣前，含锌粉尘团块由炉渣滞留室顶料钟加料器加入室内，滞留室顶采用的是双料钟密闭，防止含锌二次粉尘从炉顶逸出； (3)高炉渣与铁水通过撇渣器分离后，炉渣流入炉渣滞留室，此时炉渣滞留室内温度达到1300°C以上，含锌粉尘团块与炉渣产生剧烈热交换，发生自还原反应，完成预热、还原、熔化、分离冶金过程，最终生成炉渣，锌化合物被还原，产生锌以蒸汽形式从团块中挥发出来，随二次粉尘逸出； (4)炉渣滞留室一侧设置鼓风装置，保证室内气压稳定，并使锌蒸汽氧化附着于二次粉尘上，同时对二次粉尘进行冷却，便于后续收集； (5)炉渣滞留室顶设置抽风装置，二次粉尘随鼓入的空气进入布袋除尘装置，得到锌含量较高的粉尘； (6)炉渣在滞留室内停留10?20min后，打开滞留室底部渣口，炉渣从从炉渣滞留室内留出，用水急冷、破碎，作为建筑材料或进行其他综合利用，炉渣滞留室反应时，由砲泥密封渣口。2.如权利要求1所述一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法，其特征在于所述还原剂为无烟煤、焦粉、熔剂为石灰石、生石灰、硅石、粘结剂为水泥。3.如权利要求1所述一种利用高炉渣显热回收处理含锌粉尘的方法，其特征在于含锌粉尘团块直径不超过30mm。

　　【文档编号】F27D17/00GK105838876SQ201610305472

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月10日

　　【发明人】张建良, 刘征建, 袁骧, 陈子罗, 李世钦

　　【申请人】北京科技大学

　　一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法。本发明的目的在于提供一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法。本发明的特征在于以下步骤：A.用碱液浸泡低品位铀矿以破坏脉石成分，得到碱浸后铀矿；B.用硫酸对步骤A的碱浸后铀矿搅拌浸出，得到低品位铀矿浸出液。所述低品位铀矿的粒度为75?400μm。所述碱液为碳酸钠或氢氧化钠溶液，碱液浓度为10?20g/l。所述碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为10:1?15:1，同时采用200?300r/min的慢速搅拌，浸泡时间为1?1.5h。所述低品位铀矿是铀含量为0.008?0.04％的铀矿石。所述硫酸浓度为50?80g/l，硫酸：矿石的液固比为15?20:1，浸出时间为0.5?1h，搅拌速度400?600r/min。本发明主要用于从低品位铀矿中浸出铀。

　　【专利说明】

　　一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种浸出铀的方法，尤其涉及一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]随着核电工业的发展，天然铀的需求日益增长，在我国已探明的铀矿床中，开采条件好、品位高、赋存条件及矿体规模较佳的可供开采的铀矿石已为数不多，剩余的铀矿资源以低品位铀矿石居多，具有脉石含量高、矿相复杂、难以回收的特点。因此，低品位铀矿中铀的提取逐渐成为未来开发的重点。低品位铀矿石的成分以硅酸盐脉石为主，极低含量的铀(0.008%?0.04%)以细粒的形式分散于脉石矿物中，目前常用的铀回收技术包括酸性浸出与碱性浸出。酸性浸出具有浸出速度快、成本低、浸出率较高的优点，但对于低品位铀矿而言，由于脉石颗粒对铀物相的包裹，致使浸出剂难以与铀物相接触，因此常规酸浸中铀的浸出率一般低于70%，虽然后续开发了一系列强化浸出手段(如浓酸熟化、高铁淋滤等)，但因强化成本高、浸出液杂质多、二次污染严重等问题，使应用受到了限制。碱性浸出工艺虽然可以破坏脉石结构，浸出液杂质含量低，但浸出速度慢。基于此，本发明充分结合酸浸和碱浸的优势，提出酸碱联合处理工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法。其基本思路是首先利用碱破坏铀矿石中的脉石结构，制造浸出微孔，然后再利用稀酸浸出铀，既可以将铀解离出来，提高铀的浸出率，同时浸出速度快，稀酸浸出过程中也不会造成其它杂质的进入。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的在于提供一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法，以提高铀的浸出速度和浸出率，同时，酸浸过程也不会有其他杂质进入。

　　[0004]为实现上述目的，本发明的技术解决方案是:一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法，其特征在于以下步骤:

　　[0005]A.用碱液浸泡低品位铀矿以破坏脉石成分，得到碱浸后铀矿；

　　[0006]B.用硫酸对步骤A的碱浸后铀矿搅拌浸出，得到低品位铀矿浸出液。

　　[0007]所述低品位铀矿的粒度为75_400μπι。

　　[0008]所述碱液为碳酸钠或氢氧化钠溶液，碱液浓度为10_20g/l。

　　[0009]所述碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为10:1-15:1，同时采用200-300r/min的慢速搅拌，浸泡时间为1-1.5h。

　　[0010]所述低品位铀矿是铀含量为0.008-0.04%的铀矿石。

　　[0011 ] 所述硫酸浓度为50-80g/l，硫酸:矿石的液固比为15-20:1，浸出时间为0.5_lh，搅摔速度400-600r/min。

　　[0012]本发明的有益效果是:

　　[0013](I)铀矿中含有大量的二氧化硅脉石结构，弱碱能够破坏二氧化硅脉石结构；

　　[0014](2)弱碱溶液能循环利用；

　　[0015](3)弱酸浸出过程对设备的腐蚀小；

　　[0016](4)铀的总体浸出率较常规浸出高。

　　【附图说明】

　　[0017]图1是本发明的工艺流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0018]下面结合附图和实施例对本发明及其【具体实施方式】作进一步详细说明。

　　[0019]参见图1，本发明的特征在于以下步骤:

　　[0020]A.用碱液浸泡低品位铀矿以破坏脉石成分，得到碱浸后铀矿；

　　[0021 ] B.用硫酸对步骤A的碱浸后铀矿搅拌浸出，得到低品位铀矿浸出液。

　　[0022]所述低品位铀矿的粒度为75_400μπι。

　　[0023]所述碱液为碳酸钠或氢氧化钠溶液，碱液浓度为10-20g/l。

　　[0024]所述碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为10:1-15:1，同时采用200-300r/min的慢速搅拌，浸泡时间为1-1.5h。

　　[0025]所述低品位铀矿是铀含量为0.008-0.04%的铀矿石。

　　[0026]所述硫酸浓度为50-80g/l，硫酸:矿石的液固比为15-20:1，浸出时间为0.5_lh，搅摔速度400-600r/min。

　　[0027]以下给出本发明的实施例。

　　[0028]实施例1

　　[0029]取10g铀矿(铀含量0.008%),粒径为75微米，在20g/l的Na2CO3溶液中进行浸泡，控制碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为10:1，搅拌速度为200r/min，碱浸泡时间为1.5h，滤渣采用50g/L的硫酸浸出，在硫酸:矿石的液固比为15:1，搅拌速度500r/min的条件下搅拌浸出Ih，铀的总浸出率为88.2 %。

　　[0030]实施例2

　　[0031 ] 取10g铀矿(铀含量0.008%),粒径为400微米，在20g/l的NaOH溶液中进行浸泡，控制碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为15:1，搅拌速度为200r/miη，碱浸泡时间为Ih，滤渣采用60g/L的硫酸浸出，在硫酸:矿石的液固比为15:1，搅拌速度500r/min的条件下搅拌浸出Ih，铀的总浸出率为87.1%。

　　[0032]实施例3

　　[0033]取10g铀矿(铀含量0.008%),粒径为200微米，在10g/l的NaOH溶液中进行浸泡，控制碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为15:1，搅拌速度为3 O O r /m i η，碱浸泡时间为

　　1.25h，滤渣采用60g/L的硫酸浸出，在硫酸:矿石的液固比为20:1，搅拌速度500r/min的条件下搅拌浸出0.5h，铀的总浸出率为86.5 %。

　　[0034]实施例4

　　[0035]取10g铀矿(铀含量0.04%)，粒径为200微米，在10g/l的NaOH溶液中进行浸泡，控制碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为15:1，搅拌速度为30Or/miη，碱浸泡时间为Ih，滤渣采用80g/L的硫酸浸出，在硫酸:矿石的液固比为20:1，搅拌速度400r/min的条件下搅拌浸出0.5h，铀的总浸出率为85.4%。

　　[0036]实施例5

　　[0037]取10g铀矿(铀含量0.02%)，粒径为100微米，在20g/l的Na2CO3溶液中进行浸泡，控制碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为12:1，搅拌速度为3 O O r /m i η，碱浸泡时间为

　　1.5h，滤渣采用70g/L的硫酸浸出，在硫酸:矿石的液固比为20:1，搅拌速度500r/min的条件下搅拌浸出Ih，铀的总浸出率为90.5 %。

　　[0038]本发明的目的是提供一种从低品位铀矿中浸出铀的方法，步骤是先采用碱浸，破坏铀矿石中的脉石结构，制造浸出微孔，初步实现铀物相与脉石的分离，然后再利用酸浸，以增强铀的浸出效果。

　　[0039]酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的技术方案必须包含以下步骤，才能达到本发明的目的:

　　[0040](I)先采用弱碱溶液对低品位铀矿进行浸泡，使铀矿中的脉石结构被部分破坏，达到初步实现铀物相与脉石分离的目的，然后再采用弱酸浸出，使铀进入溶液中，二者顺序不能颠倒。

　　[0041](2)碱的种类可为氢氧化钠或碳酸钠，浓度必须控制在10?20g/L，浓度太低无法破坏脉石结构，浓度太高会造成脉石大量溶解，给后续铀的解离带来困难。

　　[0042](3)碱液浸泡铀矿石过程中液固比控制在10:1?15:1，同时采用慢速搅拌，搅拌速度控制在200?300r/min，浸出时间控制在I?1.5h，浸出时间太长会导致脉石的大量溶解，并形成胶状硅酸盐类物质，阻碍酸浸过程中铀的解离。

　　[0043](4)浸泡过铀矿石的碱液可以循环使用，且保持pH值在10-12之间，pH值低于10时要补充碳酸钠或氢氧化钠溶液。

　　[0044](5)稀硫酸搅拌浸出过程中，硫酸浓度为50?80g/1，液固比15?20:1，浸出时间

　　0.5?lh，搅拌速度400?600r/min。硫酸浓度过高会造成浸出液杂质含量高，同时也会使浸出液中的铀再次被吸附于浸出渣中，造成铀的总体浸出率下降。

　　[0045]本发明是充分利用碱对脉石矿物的破坏能力以及稀硫酸对铀的浸出能力，在特定的浸出工艺条件下，使铀矿中的铀进入溶液中，缺乏以上条件，无法达到本发明的目的。其优势在于:(I)铀矿中含有大量的二氧化硅脉石结构，弱碱能够破坏二氧化硅脉石结构；(2)弱碱溶液能循环利用；(3)弱酸浸出过程对设备的腐蚀小；(4)铀的总体浸出率较常规浸出尚O

　　[0046]本发明的基本原理如下:

　　[0047]铀矿加碱进行浸泡，可将铀矿中的二氧化硅等脉石成分破坏，通过控制浸泡工艺参数，使铀矿中的脉石成分部分溶解，形成表面腐蚀，从而铀可与脉石初步分离，然后再采用弱酸浸出即可将铀从铀矿中高效提取出来，其关键点在于控制碱的浓度、碱浸泡时间及弱酸浸出工艺参数，否则容易导致碱浸泡处理过度，而使大量的铀进入碱液中造成铀的损失，或者因酸浸条件控制不当，造成浸出液杂质成分高，给后续铀的进一步分离造成困难。

　　【主权项】

　　1.一种酸碱联合工艺从低品位铀矿中浸出铀的方法，其特征在于以下步骤: A.用碱液浸泡低品位铀矿以破坏脉石成分，得到碱浸后铀矿； B.用硫酸对步骤A的碱浸后铀矿搅拌浸出，得到低品位铀矿浸出液。2.按权利要求1所述浸出铀的方法，其特征在于所述低品位铀矿的粒度为75-400μπι。3.按权利要求1所述浸出铀的方法，其特征在于所述碱液为碳酸钠或氢氧化钠溶液，碱液浓度为10_20g/l。4.按权利要求1所述浸出铀的方法，其特征在于所述碱液与被浸泡的铀矿石之间的液固比为10:1-15:1，同时采用200-300r/min的慢速搅拌，浸泡时间为1-1.5h。5.按权利要求1所述浸出铀的方法，其特征在于所述低品位铀矿是铀含量为0.008-0.04%的铀矿石。6.按权利要求1所述浸出铀的方法，其特征在于所述硫酸浓度为50-80g/l，硫酸:矿石的液固比为15-20:1，浸出时间为0.5-lh，搅拌速度400-600r/min。

　　【文档编号】C22B3/08GK105838877SQ201610424028

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月15日

　　【发明人】李密, 张晓文, 黄婧, 丁德馨, 房琦, 谢超, 唐东山

　　【申请人】南华大学

　　一种利用微生物浸提废阴极射线管荧光粉稀土的方法

　　【专利摘要】一种利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特征在于，包括以下步骤：a、预处理：将荧光粉烘干至恒重，经研磨仪磨成细粉待用；b、微生物选取与培养：选用真菌或细菌为浸提微生物，培养基选择液体蔗糖培养基和牛肉膏蛋白胨培养基分别培养真菌和细菌；c、浸提处理：将磨细的荧光粉加入到有菌种的培养基中，放入振动培养箱中培养一段时间后，过滤，弃渣，收集菌体，菌体消解，即获得含有稀土元素的浸提液。本方法不仅可以实现此废弃荧光粉的无害化处理，同时，还可以实现稀土资源的回收。

　　【专利说明】

　　一种利用微生物浸提废阴极射线管荧光粉稀土的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于危险废物处理与综合利用领域，特别涉及一种利用微生物湿法浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土元素的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]CRT荧光粉是在阴极射线管屏玻璃的内表面上按照一定结构涂有稀土荧光粉。我国是阴极射线管(CRT)显示器生产使用大国，CRT产量占全球总产量的60%左右。据统计，我国约有4亿台CRT电视机，近2000万台计算机。随着电子产品更新速度的加快，新型显示器替代传统的CRT显示器，导致越来越多的CRT显示器被淘汰。据估计，每年电视和计算机的淘汰数量均超过500万台，并且其数量以每年25%至30%的增长率不断增加。

　　[0003]废弃CRT中荧光粉含有稀土元素(主要是钇(Y)和铕(Eu))及锌、铅等重金属，如果处置不当进入环境后，对环境存在极大的威胁。稀土金属进入环境中，稀土重金属通常具有急性或慢性毒性，进入土壤或水体会对其中的动植物造成很大危害，稀土元素的环境毒理问题已受到广泛关注。另一方面，荧光粉中含有Y和Eu是宝贵的稀土资源，如果能将稀土金属从各种含稀土废料中分离出来，对我国环境的保护，稀土资源的循环再利用，具有重要的现实意义。

　　[0004]目前关于废CRT荧光粉稀土资源的回收处理方法主要采用酸浸，然后再萃取分离等方法，将稀土金属钇和铕从废弃荧光粉中分离回收。由于不同荧光粉中稀土的赋存状态不同，且非稀土成分也不同；虽然对荧光粉中稀土回收的研究取得了一定成果，但往往存在工艺复杂、稀土回收率低、成本高、经济效益低等问题，废弃荧光粉中稀土组分的含量往往较低，在回收稀土的过程中需要使用酸等试剂除去大量的杂质，可能会引起更大程度上的二次污染。因此，如何绿色、低成本的处理回收废CRT荧光粉中稀土元素的研究，已成为业内技术攻关的热点。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明是提供一种利用微生物浸提回收废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。该方法基于微生物湿法冶金的理论，利用微生物生长或生长过程中所分泌的大分子有机物质对荧光粉中含稀土的物质进行溶解，对离子态稀土元素吸收(吸附)或螯合等作用，达到分离回收稀土元素的目的，该方法具有绿色、低成本、二次染污少的优势。

　　[0006]本发明的内容是:利用微生物浸提回收废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法，包括下列步骤:

　　[0007]a、前处理:将废弃荧光粉混匀、在烘干至恒重，经研磨仪磨成细粉。

　　[0008]b、微生物选取与培养:选用真菌和细菌为浸提微生物;培养基选择液体蔗糖培养基和牛肉膏蛋白胨培养基分别培养真菌和细菌。

　　[0009]C、浸提处理:将磨细的焚光粉加入到有菌种的培养基中，放入振动培养箱中培养一段时间后，过滤，弃渣，收集菌体，获取含钇、铕的浸提液。

　　[0010]本发明所述微生物选取芽孢杆菌、黑曲霉、青霉。

　　[0011]本发明步骤c浸提处理方法优选将菌种加入培养基中I?3d，然后再加入磨细的荧光粉。

　　[0012]本发明的内容中，步骤c浸提处理具体方法如下:将磨细后的废弃荧光粉加入到灭菌好的液体培养基中，同时接入微生物，菌种接入量为培养基体积的0.5%?5% ;废弃荧光粉的加入量为质量比为I %?20%培养基的量，在温度为20?40°C、转速为100?180r/min振动培养7?30d;取出培养瓶经过2?5min超声振荡，静置到上清液变得澄清为止，取出上层菌体物，抽取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液，得到含钇、铕的溶解液。

　　[0013]本发明步骤c浸提处理优选方案如下:将微生物接入到灭菌好的液体培养基中，菌种接入量为培养基体积的0.5%?5%;在温度为20?40°(:、转速为100?18(^/1^11振动培养I?3d，然后再加入磨细后的废弃荧光粉，加入量为质量比为I %?20%培养基的量，在温度为20-40°C、转速为100_180r/min振动培养7-30d;取出培养瓶经过2?5min超声振荡，静置到上清液变得澄清为止，取出上层菌体物，抽取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液，得到含钇、铕的溶解液。

　　[0014]本发明利用微生物浸提回收废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法，还进一步包括以下步骤:将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105°C烘干，然后在500°C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液。

　　[0015]本发明的内容中:所述废弃荧光粉的主要组分和质量百分比组成为(以氧化物计):Υ2038% ?30%、Zn0 20 % ?45 %、Eu203 1 % ?2%、A1203 6% ?8%、S 15%?20%、Si2O3 3%?5%，其余为K2O、Na2O、PbO、MgO、Co3OhFe2O3等。

　　[0016]与现有技术相比，本发明具有下列特点和有益效果:

　　[0017](I)本发明从原料废弃荧光粉出发，经微生物的浸提作用，实现稀土元素的溶出，分离并浓缩富集，得到浓度较高的含稀土元素溶液为进一步的纯化提供了有得条件，通过浸提后的残渣重金属的含量大降低，不仅可以实现此废弃荧光粉的无害化处理，同时，还可以实现稀土资源的回收。

　　[0018](2)采用本发明，变废为宝，利于污染控制、环境保护，利于资源的综合利用，制备工艺简单，实用性强。

　　【具体实施方式】

　　[0019]实施例1:一种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以黑曲霉为浸提菌株，培养基为庶糖液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的黑曲霉菌液5mL(总计约750个菌丝球)于装有250mL庶糖培养基的500mL三角瓶中，同时加入灭菌好的荧光粉1.25g。在温度为30°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶经过2min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液230mL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105 °C烘干，然后在500 °C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液;电感耦合等离子体光谱仪分析溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约70%的钇、88%的铕进入溶液。

　　[0020]实施例2:—种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以黑曲霉为浸提菌株，培养基为庶糖液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的黑曲霉菌液5mL(总计约750个菌丝球)于装有250mL庶糖培养基的500mL三角瓶中，同时加入灭菌好的荧光粉3.75g。在温度为30°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶经过2min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液225mL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105 °C烘干，然后在500 °C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液;用电感耦合等离子体光谱仪分析溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约80%的钇、85%的铕进入溶液。

　　[0021]实施例3:—种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以黑曲霉为浸提菌株，培养基为庶糖液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的黑曲霉菌液5mL(总计约750个菌丝球)于装有250mL庶糖培养基的500mL三角瓶中，在温度为30°C、转速为170r/min振动培养;待黑曲霉生长3d后，加入灭菌好的荧光粉1.25g。在温度为30°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶经过2min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液224mL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105°C烘干，然后在500°C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液;用电感耦合等离子体光谱仪分析溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约85 %的钇、90 %的铕进入溶液。

　　[0022]实施例4:一种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以黑曲霉为浸提菌株，培养基为庶糖液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的黑曲霉菌液5mL(总计约750个菌丝球)于装有250mL庶糖培养基的500mL三角瓶中，在温度为30°C、转速为170r/min振动培养;待黑曲霉生长3d后，加入灭菌好的荧光粉3.75g。在温度为30°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶经过2min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液22 ImL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105°C烘干，然后在500°C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液；用电感耦合等离子体光谱仪溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约88 %的钇、92 %的铕进入溶液。

　　[0023]实施例5:—种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以青霉为浸提菌株，培养基为庶糖液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的青菌液5mL(总计约750个菌丝球)于装有250mL庶糖培养基的500mL三角瓶中，同时加入灭菌好的荧光粉1.25g。在温度为30°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶经过2min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液240mL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105 °C烘干，然后在500 0C灼烧5h，得到的飞灰用10 %稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液；电感耦合等离子体光谱仪分析溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约68%的钇、81 %的铕进入溶液。

　　[0024]实施例6:—种利用微生物浸提废阴极射线管(CRT)荧光粉稀土的方法。本实施例中，废弃荧光粉来自于废阴极射线管，先将荧光粉在80°C烘干24h至恒重，经研磨仪磨成200目细粉。以芽孢杆菌为浸提菌株，培养基为牛肉膏蛋白胨液体培养基，培养基经灭菌处理后接入准备好的芽孢杆菌液5mL(菌液中细菌个数大于lOVmL)于装有250mL培养基的500mL三角瓶中，同时加入灭菌好的荧光粉1.25g。在温度为37°C、转速为170r/min振动培养7d。取出三角瓶静置待液体澄清，取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液235mL;将滤膜上的菌体物质放入马弗炉中105 °C烘干，然后在500 °C灼烧5h，得到的飞灰用10 %稀硝酸溶解，得到含钇、铕的溶解液；电感耦合等离子体光谱仪分析溶液和反应前样品(固体采用HN03/HC104/HF法消解)中钇、铕等元素;结果表明约68%的钇、81 %的铕进入溶液。

　　[0025]虽然，上文中已经用一般性说明及具体实施方案对本发明作了详尽的描述，但在本发明基础上，可以对之作一些修改或改进，这对本领域技术人员而言是显而易见的。因此，在不偏离本发明精神的基础上所做的这些修改或改进，均属于本发明要求保护的范围。

　　【主权项】

　　1.一种利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特征在于，包括以下步骤: a、预处理:将荧光粉烘干至恒重，经研磨仪磨成细粉待用； b、微生物选取与培养:选用真菌或细菌为浸提微生物，培养基选择液体蔗糖培养基和牛肉膏蛋白胨培养基分别培养真菌和细菌； C、浸提处理:将磨细的焚光粉加入到有菌种的培养基中，放入振动培养箱中培养一段时间后，过滤，弃渣，收集菌体，菌体消解，即获得含有稀土元素的浸提液。2.根据权利要求1所述的利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特性在于:所述微生物选取芽孢杆菌、黑曲霉、青霉。3.根据权利要求1所述的利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特性在于:所述步骤c浸提处理方法也可先将菌种加入培养基中I?3d，然后再加入磨细的荧光粉。4.根据权利要求1所述的利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特性在于，所述步骤c浸提处理具体方法如下:将磨细后的废弃荧光粉加入到灭菌好的液体培养基中，同时接入微生物，菌种接入量为培养基体积的0.5%?5% ;废弃荧光粉的加入量为质量比为I %?20%培养基的量，在温度为20?40°C、转速为100?180r/min振动培养7?30d;取出培养瓶经过2?5min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体物，抽取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液，得到含稀土元素的溶解液。5.根据权利要求3所述的利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特性在于，所述步骤c浸提处理具体方法如下:将微生物接入到灭菌好的液体培养基中，菌种接入量为培养基体积的0.5%?5% ;在温度为20?40°C、转速为100?180r/min振动培养I?3d，然后再加入磨细后的废弃荧光粉，加入量为质量比为1%?20%培养基的量，在温度为20-40°C、转速为100_180r/min振动培养7-30d;取出培养瓶经过2?5min超声振荡，静置待液体澄清，取出上层菌体物，抽取上清液通过0.22μπι滤膜过滤，收集过滤液，得到含稀土元素的溶解液。6.权利要求1-5所述的利用微生物浸提回收废阴极射线管荧光粉稀土的方法，其特征在于，还进一步包括以下步骤:将滤膜上的固体物质连同上层菌体放入马弗炉中105°C烘干，然后在500°C灼烧5h，得到的飞灰用10%稀硝酸溶解，得到含稀土元素的溶解液。

　　【文档编号】C22B3/18GK105838878SQ201610421514

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月13日

　　【发明人】谌书, 杨东升, 严丽娜, 刘益珍, 王彬, 陈梦君, 刘璟

　　【申请人】西南科技大学

　　从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法和装置的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法和装置，所述从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法包括以下步骤：向所述沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种；和在120℃?200℃的条件下，利用赤铁矿除铁法去除所述沉铟后液中的铁，同时使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除铁钙镁后液，其中所述沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，所述沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。通过利用根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。

　　【专利说明】

　　从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法和装置

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法以及从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置。

　　【背景技术】

　　[0002]在锌湿法冶金工艺中，除杂质是必需的工序，钙镁杂质由于其较特殊，去除的难度较大。

　　[0003]在现有的锌湿法冶炼工艺中，硫化锌精矿经沸腾炉焙烧得到锌焙砂，钙镁以氧化物存在于锌焙砂中，浸出锌焙砂时，钙、镁进入中性浸出液，中性浸出液经锌粉置换净化除杂工艺，得到净化后液。净化后液的温度通常在85°C左右。净化后液(沉铟后液)经储槽、溜槽送至电积车间电解过程中，随着温度不断降低，钙、镁硫酸盐溶解度的减小，钙、镁无序结晶，导致溶液通道结垢，严重时需要停产检修。

　　[0004]目前，除钙最普遍的方法为“空气冷却塔降温除钙法”，这种方法通常以85°C左右的净化后液为处理对象，将净化后液从85°C左右降低至42°C或由42°C左右降低至34°C左右。随着温度的降低，硫酸钙溶解度减小而结晶析出。但是，由于硫酸钙在降温区的变化不大，降温除钙的实际效果较差。在实际生产过程中，钙离子在硫酸锌溶液循环系统中长期积累、硫酸钙晶体无序沉积，进一步导致堵塞硫酸锌溶液储槽和通道，大幅度降低空气冷却塔的冷却能力，清垢频繁，最终导致电积锌产量下降。

　　[0005]为了补充降温除钙镁的效果，有人提出了改进方案，将经冷却塔溶液降温至42°C的硫酸锌栗入浓密机中，旨在使硫酸钙、镁的晶体长大后沉积，从而进一步分离硫酸钙、硫酸镁。但硫酸钙、硫酸镁在此过程中，溶解度仍然较大，结晶缓慢，钙、镁在净化后液中的含量仍然很高。

　　[0006]申请号为CN200610031895.0的专利申请公开了一种脱除硫酸锌溶液中钙离子的方法。该方法在浓密机中导入超声波，以超声波为起晶器，促进净化液中的硫酸钙由离子态转变为结晶态，缩短了结晶时间。但对溶液中残留的钙含量无明显改善，同时还由于设备的增加导致成本增加。

　　[0007]申请号为CN02806244.2的专利申请公开了一种由锌处理硫酸盐溶液中脱除钙的方法。在净化液处于85°C的条件下，加入无水硫酸钙晶种，并缓慢搅拌，使硫酸钙在此条件下，以无水硫酸钙的形式结晶析出、沉积。此方法在加晶种的前提下，将钙离子转化为溶解度更小、性质更稳定的无水硫酸钙，除钙后液钙浓度降低400mg/L-500mg/L。但钙浓度仍然较高，同时，增加了镁的溶解度，不能起到脱除镁的目的。

　　【发明内容】

　　[0008]本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明提出一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，该方法可以有效地去除沉铟后液中的钙和镁的。

　　[0009]本发明还提出一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置。

　　[0010]根据本发明第一方面实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法包括以下步骤:向所述沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种;和在120 0C -200 0C的条件下，利用赤铁矿除铁法去除所述沉铟后液中的铁，同时使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除铁钙镁后液，其中所述沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，所述沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。

　　[0011]通过利用根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。

　　[0012]另外，根据本发明上述实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0013]根据本发明的一个实施例，所述沉铟后液通过以下步骤得到:对锌焙砂进行中性浸出，以便得到中性液和锌浸出渣，其中所述锌焙砂包含0.2wt % -0.3wt %的钙和0.2wt % -

　　0.5wt%的镁;对所述锌浸出渣进行还原浸出，以便得到含有Fe2+的硫酸锌还原液；向所述硫酸锌还原液内加入铁粉，以便去除所述硫酸锌还原液中的铜并得到沉铜后液和沉铜渣;对所述沉铜后液进行预中和，以便得到预中和后液;和向所述预中和后液中加入锌粉，以便去除所述预中和后液中的铟并得到所述沉铟后液。

　　[0014]根据本发明的一个实施例，所述无水硫酸钙晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L，所述一水硫酸镁晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L。

　　[0015]根据本发明的一个实施例，所述除铁钙镁后液中的钙的浓度小于100mg/L，所述除铁钙镁后液中的镁的浓度小于I Og/L。

　　[0016]根据本发明的一个实施例，所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出的反应时间为I小时-5小时。

　　[0017]根据本发明的一个实施例，所述沉铟后液为钙饱和溶液，所述沉铟后液的镁的浓度为20g/L-30g/L，所述除铁钙镁后液的硫酸的浓度为30g/L-80g/L。

　　[0018]根据本发明的一个实施例，利用锌电积的废电解液对所述锌焙砂进行所述中性浸出，以硫化锌精矿或二氧化硫为还原剂利用锌电积的废电解液对所述锌浸出渣进行还原浸出，利用石灰石粉对所述沉铜后液进行所述预中和，其中所述沉铜后液中的硫酸的浓度为10g/L-50g/L，所述预中和后液中的硫酸的浓度为小于等于5g/L。

　　[0019]根据本发明的一个实施例，先将加入所述无水硫酸钙晶种和所述一水硫酸镁晶种的所述沉铟后液预热到70°C_90°C，然后将所述沉铟后液加热到120°C_200°C，以便去除所述沉铟后液中的铁且使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

　　[0020]根据本发明第二方面实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置包括:沉铟后液储槽;立式高压釜，所述立式高压釜为M个，每个所述立式高压釜的进口与所述沉铟后液储槽连通；卧式高压釜，所述卧式高压釜为N个，每个所述卧式高压釜的进口与每个所述立式高压釜的出口连通，其中M-N大于等于I;和分离装置，所述分离装置的进口与每个所述卧式高压釜的出口连通。

　　[0021]根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置可以连续地处理该沉铟后液，从而具有处理能力大的优点。

　　[0022]根据本发明的一个实施例，所述分离装置包括:闪蒸槽，所述闪蒸槽的进口与每个所述卧式高压釜的出口连通;和浓密机，所述浓密机的进口与所述闪蒸槽的出口连通。

　　【附图说明】

　　[0023]图1是根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置的结构示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0024]下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0025]本发明提供了一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法。根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法包括以下步骤:

　　[0026]向该沉铟后液中加入无水硫酸I丐晶种和一水硫酸镁晶种;和

　　[0027]在120°C -200 V的条件下，利用赤铁矿除铁法去除该沉铟后液中的铁，同时使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除铁钙镁后液，其中该沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，该沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。

　　[0028]根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法通过在高温(120°C-200°C)沉铁过程(即赤铁矿除铁过程)中，利用无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种诱导该沉铟后液中的钙和镁迅速地结晶析出，从而可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。由此有效地解决了在锌湿法冶炼过程中，因钙和镁浓度过高而导致钙和镁无序结晶、堵塞溶液储槽、通道并最终影响产能的问题。也就是说，在沉铁的同时，使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

　　[0029]通过利用根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，可以有效地去除该沉铟后液中的钙和镁。

　　[0030]在本发明的一些实施例中，该沉铟后液通过以下步骤得到:

　　[0031]对锌焙砂进行中性浸出，以便得到中性液和锌浸出渣，其中该锌焙砂包含

　　0.2wt%-0.3wt %的钙和0.2wt % -0.5wt %的镁。换言之，该锌焙砂中的钙的质量百分比浓度为0.2wt % -0.3wt %、镁的质量百分比浓度为0.2wt%-0.5wt %。也就是说，该锌焙砂中I丐的含量为0.2wt % -0.3wt %、镁的含量为0.2wt % -0.5wt %。有利地，可以利用锌电积的废电解液对该锌焙砂进行该中性浸出。

　　[0032]其中，该中性浸出可以是已知的，且该中性浸出与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。

　　[0033]对该锌浸出渣进行还原浸出，以便得到含有Fe2+的硫酸锌还原液。有利地，可以以硫化锌精矿或二氧化硫为还原剂、利用锌电积的废电解液对该锌浸出渣进行还原浸出。该还原浸出可以是已知的，且该还原浸出与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。

　　[0034]向该硫酸锌还原液内加入铁粉，以便去除该硫酸锌还原液中的铜并得到沉铜后液和沉铜渣。

　　[0035]对该沉铜后液进行预中和，以便得到预中和后液。通过对该沉铜后液进行预中和，从而可以减少沉铟时锌粉的消耗量。有利地，可以利用石灰石粉对该沉铜后液进行该预中和，该沉铜后液中的硫酸的浓度为10g/L-50g/L，该预中和后液中的硫酸的浓度为小于等于5g/Lo

　　[0036]向该预中和后液中加入锌粉，以便去除该预中和后液中的铟并得到该沉铟后液。该沉铟后液为1丐饱和溶液，该沉铟后液的镁的浓度为20g/L-30g/L，该除铁|丐镁后液的硫酸的浓度为30g/L-80g/L。

　　[0037]在本发明的一个实施例中，该无水硫酸钙晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L，该一水硫酸镁晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L。优选地，该无水硫酸钙晶种的加入量为0.5g/L-1.5g/L，该一水硫酸镁晶种的加入量为0.5g/L-l.5g/L。

　　[0038]加入该无水硫酸钙晶种和该一水硫酸镁晶种后，该沉铟后液不仅可以在120 °C -200 °C的温度下进行赤铁矿沉铁过程，而且可以在在120 °C-200 °C的温度下析出无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体。

　　[0039]有利地，该沉铟后液中的钙和镁结晶析出的反应时间为I小时-5小时。换言之，该沉铟后液中的钙和镁的沉积反应时间为I小时-5小时。优选地，该沉铟后液中的钙和镁结晶析出的反应时间为2小时-3小时。

　　[0040]结晶析出结束后，得到该除铁钙镁后液。该除铁钙镁后液中的钙的浓度小于100mg/L，该除铁I丐镁后液中的镁的浓度小于I Og/L。

　　[0041]其中，该除铁钙镁后液可以返回至中性浸出段。由于该除铁钙镁后液中的钙和镁的浓度非常低，因此使得系统中钙和镁的浓度远低于它们的饱和析出浓度，从而解决了在锌湿法冶炼过程中因钙和镁浓度过高而导致钙和镁无序结晶、堵塞溶液储槽、通道并最终影响产能的问题。

　　[0042]在本发明的一些示例中，在向该沉铟后液中加入该无水硫酸钙晶种和该一水硫酸镁晶种后，先将该沉铟后液预热到70°C_90°C，然后将该沉铟后液加热到120°C_200°C，以便去除该沉铟后液中的铁且使该沉铟后液中的钙和镁结晶析出。

　　[0043]下面参考附图描述根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10。如图1所示，根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10包括沉铟后液储槽(图中未示出)、立式高压釜102、卧式高压釜103和分离装置。

　　[0044]立式高压釜102为M个，每个立式高压釜102的进口与沉铟后液储槽连通。卧式高压釜103为N个，每个卧式高压釜103的进口与每个立式高压釜102的出口连通，其中M-N大于等于I。该分离装置的进口与每个卧式高压釜103的出口连通。

　　[0045]换言之，M个立式高压釜102并联，N个卧式高压釜103并联，每个立式高压釜102与每个卧式高压釜103串联。

　　[0046]具体而言，向该沉铟后液储槽内的该沉铟后液中加入该无水硫酸I丐晶种和该一水硫酸镁晶种，该沉铟后液储槽内的该沉铟后液可以通过加压栗101输送到立式高压釜102内。

　　[0047]在立式高压釜102内，该沉铟后液被加热到120°C-200°C，以便进行沉铁和钙镁结晶。由于钙镁在立式高压釜102内结晶，因此需要定期对立式高压釜102内的无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体进行人工清理。

　　[0048]根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10通过使立式高压釜102的数量比卧式高压釜103的数量至少多一个，从而可以轮流地对多个立式高压釜102进行人工清理，且不会影响从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的过程。因此，根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10可以连续地实施从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁，即从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10可以连续地处理该沉铟后液。也就是说，根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10不会因为清理立式高压釜102内的无水硫酸钙晶体和一水硫酸镁晶体，而停止工作。

　　[0049]因此，根据本发明实施例的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置10可以连续地处理该沉铟后液，从而具有处理能力大等优点。

　　[0050]其中，该沉铟后液中的一部分铁在立式高压釜102内被除去，该沉铟后液中的其余的铁在卧式高压釜103内被除去。

　　[0051]如图1所示，该分离装置包括闪蒸槽(图中未示出)和浓密机104。该闪蒸槽的进口与每个卧式高压釜103的出口连通，浓密机104的进口与该闪蒸槽的出口连通。其中，浓密机104产生浓密底流和脱出铁钙镁的上清液(即该除铁钙镁后液)，该上清液可以返回至中性浸出段，该浓密底流可以送至压滤机以便进行进一步处理。

　　[0052]实施例1

　　[0053]取1001^沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为5601^/1、镁的浓度为22.58/1，？!14.0-

　　4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为I g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为I g/L。

　　[0054]预热该沉铟后液至90°C，经加压栗栗入立式高压釜内，继续加热至185°C，反应3小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为57mg/L、镁的浓度为8.0g/L0

　　[0055]实施例2

　　[0056]取1001^沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为5601^/1、镁的浓度为258/1，？!14.0-

　　4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为0.5g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为0.5g/L。

　　[0057]预热该沉铟后液至80°C，经加压栗栗入立式高压釜内，继续加热至130°C，反应5小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为43mg/L、镁的浓度为6.7g/L0

　　[0058]实施例3

　　[0059]取10(^沉铟后液，该沉铟后液中钙的浓度为56011^/1、镁的浓度为3(^/1，？!14.0-

　　4.5。向该沉铟后液中添加无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种，该无水硫酸钙晶种的添加量为1.5g/L，该一水硫酸镁晶种的添加量为1.5g/L。

　　[0060]预热该沉铟后液至70°C，经加压栗栗入立式高压釜内，继续加热至150°C，反应2小时后经闪蒸槽、浓密机澄清，得到上清液。该上清液中钙的浓度为6 lmg/L、镁的浓度为7.3g/L0

　　[0061]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底” “内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”、“轴向”、“径向”、“周向”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

　　[0062]此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

　　[0063]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体;可以是机械连接，也可以是电连接或彼此可通讯；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

　　[0064]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

　　[0065]在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

　　[0066]尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

　　【主权项】

　　1.一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，包括以下步骤: 向所述沉铟后液中加入无水硫酸钙晶种和一水硫酸镁晶种;和 在120°c-200°c的条件下，利用赤铁矿除铁法去除所述沉铟后液中的铁，同时使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出，以便得到除铁钙镁后液，其中所述沉铟后液中的钙以无水硫酸钙的形式结晶析出，所述沉铟后液中的镁以一水硫酸镁的形式结晶析出。2.根据权利要求1所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，所述沉铟后液通过以下步骤得到: 对锌焙砂进行中性浸出，以便得到中性液和锌浸出渣，其中所述锌焙砂包含0.2wt%-0.3wt% 的I丐和0.2wt % -0.5wt% 的儀； 对所述锌浸出渣进行还原浸出，以便得到含有Fe2+的硫酸锌还原液； 向所述硫酸锌还原液内加入铁粉，以便去除所述硫酸锌还原液中的铜并得到沉铜后液和沉铜渣； 对所述沉铜后液进行预中和，以便得到预中和后液;和 向所述预中和后液中加入锌粉，以便去除所述预中和后液中的铟并得到所述沉铟后液。3.根据权利要求1所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，所述无水硫酸钙晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L，所述一水硫酸镁晶种的加入量为0.lg/L-2.0g/L04.根据权利要求1所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，所述除铁钙镁后液中的钙的浓度小于100mg/L，所述除铁钙镁后液中的镁的浓度小于10g/L。5.根据权利要求1所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，所述沉铟后液中的I丐和镁结晶析出的反应时间为I小时-5小时。6.根据权利要求2所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，所述沉铟后液为钙饱和溶液，所述沉铟后液的镁的浓度为20g/L-30g/L，所述除铁钙镁后液的硫酸的浓度为30g/L-80g/L。7.根据权利要求2所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，利用锌电积的废电解液对所述锌焙砂进行所述中性浸出，以硫化锌精矿或二氧化硫为还原剂利用锌电积的废电解液对所述锌浸出渣进行还原浸出，利用石灰石粉对所述沉铜后液进行所述预中和，其中所述沉铜后液中的硫酸的浓度为10g/L-50g/L，所述预中和后液中的硫酸的浓度为小于等于5g/L。8.根据权利要求1所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的方法，其特征在于，先将加入所述无水硫酸钙晶种和所述一水硫酸镁晶种的所述沉铟后液预热到70°C-90°C，然后将所述沉铟后液加热到120°C-200°C，以便去除所述沉铟后液中的铁且使所述沉铟后液中的钙和镁结晶析出。9.一种从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置，其特征在于，包括: 沉铟后液储槽； 立式高压釜，所述立式高压釜为M个，每个所述立式高压釜的进口与所述沉铟后液储槽连通； 卧式高压釜，所述卧式高压釜为N个，每个所述卧式高压釜的进口与每个所述立式高压釜的出口连通，其中M-N大于等于I;和 分离装置，所述分离装置的进口与每个所述卧式高压釜的出口连通。10.根据权利要求9所述的从锌冶炼的沉铟后液中去除钙镁的装置，其特征在于，所述分离装置包括: 闪蒸槽，所述闪蒸槽的进口与每个所述卧式高压釜的出口连通;和 浓密机，所述浓密机的进口与所述闪蒸槽的出口连通。

　　【文档编号】C22B3/02GK105838879SQ201610185979

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年3月29日

　　【发明人】王私富, 姚应雄, 朱北平, 尹华光, 李彪, 王邦伟, 周大国, 李云, 陈先友, 赵燕飞, 张庆丰

　　【申请人】云南华联锌铟股份有限公司

　　一种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法，包括如下步骤：将吸附剂与含有多种金属离子的硝酸盐溶液混合，硝酸盐溶液中的钯离子被吸附剂吸附分离，所述吸附剂由如结构式(I)所示的化合物负载在载体上制成。每g吸附剂与20～30mL硝酸盐溶液混合。所述载体为中等极性大孔树脂。硝酸盐溶液中，硝酸的浓度为0.4～8M。本发明利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法在使用过程中，不需要添加其他有机化合物，选择性好，分离速度快，操作简单，易于推广。

　　【专利说明】

　　一种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明涉及钯元素分离技术领域，具体涉及一种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯 的方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 贵金属钯具有特殊的结构，对氢气和氧气有特殊的吸附能力，因此，在工业催化领 域占有无法取代的地位。

　　[0003] 钯除了具有优良的催化活性之外，在很宽的温度范围内能保持化学惰性且具有熔 点高、耐摩擦、耐腐蚀、延展性强、热电稳定性强等特性，被广泛应用于国民工业的各个领 域。

　　[0004] 目前，我国钯资源储量有限，产量很低，远远不能满足现代化学工业的需要，大部 分依赖进口，且价格昂贵。现有技术中，钯金属的制备与来源主要通过以下三个途径：

　　[0005] (1)天然含钯矿产资源的利用；

　　[0006] (2)从铜镍硫化矿副产品中对钯进行回收利用；

　　[0007] (3)工业废气钯催化剂等含钯二次资源的回收利用。

　　[0008] 通过这三种途径获得的钯等金属资源有限，且随着钯资源损耗的增加，难以实现 可持续利用。

　　[0009] 近年来核电由于能量密度大、污染少，不会排放造成温室效应气体而得到蓬勃发 展，然而核电运行当中会不可避免地产生乏燃料。乏燃料后处理所产生的高放废液(HLLW)， 是一种高酸性、高放射性和高毒性的混合溶液，其中含有一定量的PcP7,钯的半衰期为6.5 X 1〇6年，放射性周期长、危害大且含量高，如果能够进行实现回收利用，意义重大，但是，现 阶段高放废液中钯元素的分离尚处于研究阶段，还没有找到高效率的回收途径。

　　【发明内容】

　　[0010] 本发明提供了一种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法，操作简单，选择性好， 分离效率高，易于进行工业化推广应用。

　　[0011] -种利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法，包括如下步骤:包括如下步骤:将吸 附剂与含有多种金属离子的硝酸盐溶液混合，硝酸盐溶液中的钯离子被吸附剂吸附分离， 所述吸附剂由如结构式(I)所示的化合物负载在载体上制成：

　　[0012]

　　[0013]本发明中吸附剂由全丁酸乙酯基取代的柱[5]芳烃衍生物(如结构式（I)所示）和 载体按一定比例进行复合制备得到。

　　[0014] 结构式（I )所示的柱芳烃衍生物的制备方法，参见文献：T，0goshi，et al. Synthesis, conformational and host-guest properties of water-soluble pillar [5]arene..Chemical Communications.21(2010):3708-3710〇

　　[0015] 本发明对柱芳烃衍生物的制备方法进行了实验条件优化，优化后的实验步骤包 括：

　　[0016] (1)在三氟化硼乙醚的催化作用下，以干燥的二氯甲烷或1，2_二氯乙烷作溶剂，1， 4-对甲氧基苯与多聚甲醛反应，得到全甲氧基柱[5]芳烃；

　　[0017] 其中，1，4_对甲氧基苯与多聚甲醛的摩尔比为1:1~1:4; 1，4_对甲氧基苯与催化 剂三氟化硼乙醚的摩尔比为1:1~1:1.2;反应温度为28~30°C;反应时间为2~5分钟；每 mmoLl，4_对甲氧基苯对应的溶剂用量为5-10mL;

　　[0018] (2)以干燥的氯仿作溶剂，步骤（1)中得到的全甲氧基柱[5]芳烃与三溴化硼反应 得到全羟基柱[5]芳烃；

　　[0019] 其中，全甲氧基柱[5]芳烃与三溴化硼的摩尔比为1:20~1:25;反应温度为25~35 °C ;反应时间为2~4天;每mmoL全甲氧基柱[5 ]芳烃对应的溶剂用量为50-70mL;

　　[0020] (3)以干燥的乙腈作溶剂，步骤⑵中得到的全羟基柱[5]芳烃与4-溴丁酸乙酯、无 水碳酸钾、碘化钾反应得到如结构式I所示的柱芳烃衍生物；

　　[0021] 其中，全羟基柱[5]芳经与4-溴丁酸乙酯的摩尔比为1: 20~1:25;全羟基柱[5]芳 烃与无水碳酸钾的摩尔比为1:10~1:15;全羟基柱[5]芳烃与碘化钾的摩尔比为1:0.05~ 1:0.1;反应温度为82~85°C ;反应时间为3~7天;每mmoL全羟基柱[5]芳烃对应的溶剂用量 为20~30mL。

　　[0022]作为优选，每g吸附剂与20~30mL硝酸盐溶液混合。本发明提供的吸附剂选择性 好，分离效率高。

　　[0023]本发明中，所述载体为中等极性大孔树脂。进一步优选，所述载体为离子交换树脂 XAD-7。离子交换树脂XAD-7作为一种已经市场化的中等极性大孔树脂材料，原料易得。 [0024]本发明中，采用真空灌注的方式，将如结构式（I)所示的化合物与载体复合，所述 吸附剂的制备方法如下：

　　[0025]将如结构式（I)所示的化合物溶解于二氯甲烷中，在所得溶液中加入载体混合均 匀，经旋蒸干燥后，得到吸附剂。

　　[0026]旋蒸时，使大部分二氯甲烷挥发至近干状态，在毛细作用以及物理吸附作用下，化 合物分子进入载体的空隙中，然后将近干状态的物料在45~55°C下真空干燥至少24小时， 得到吸附剂。

　　[0027]作为优选，每g如结构式（I)所示化合物溶解于50~80mL二氯甲烷中。如结构式（I) 所示化合物与载体的质量比为1:4~10。

　　[0028] 为了保证分离效果，优选地，吸附剂与硝酸盐溶液在室温（25±5°C)下混合吸附， 吸附时间为25~180min。混合吸附在振荡条件下进行，振荡速率为120-150rpm。

　　[0029] 硝酸盐溶液中，金属离子的浓度以及硝酸的浓度均会影响分离效果，优选地，硝酸 盐溶液中，每种金属离子的浓度为5.0X 10_4~1 .OX 10_3M。硝酸盐溶液中，硝酸的浓度为 0·4~8M〇

　　[0030] 所述硝酸盐溶液中含有Pd(n)和其他金属离子，其他金属离子为Na(I)、K(I)、Rb (I)、Cs(I)、Sr( Π )、Ba( Π )、Nd( Π )、Ni( Π )、Co( Π )、La〇n)、Ru(in)、Yban)、Y(in)、Fe an)、Zr(IV)、Mo(VI)中的至少一种。

　　[0031] 本发明利用高分子基柱芳烃吸附分离钯的方法在使用过程中，不需要添加其他有 机化合物，选择性好，分离速度快，操作简单，易于推广。

　　【附图说明】

　　[0032] 图1为利用实施例3的吸附剂从硝酸盐溶液中分离元素钯的分配系数随硝酸浓度 变化的关系图。

　　【具体实施方式】

　　[0033] 实施例1

　　[0034] -种柱芳烃衍生物的制备方法，包括：

　　[0035] (1)1，4_对甲氧基苯与多聚甲醛在三氟化硼乙醚作催化剂，干燥的二氯甲烷或1， 2-二氯乙烷作溶剂的条件下反应得到全甲氧基柱[5]芳烃。

　　[0036] 其中，1，4_对甲氧基苯与多聚甲醛的摩尔比为1:1，1，4_对甲氧基苯与催化剂三氟 化硼乙醚的摩尔比为1:1，反应温度为28°C，反应时间为3分钟，溶剂的用量为基于每mmoLl， 4-对甲氧基苯5mL。

　　[0037] (2)以步骤（1)中得到的全甲氧基柱[5]芳烃为原料，与三溴化硼在干燥的氯仿作 溶剂的条件下反应得到全羟基柱[5 ]芳烃。

　　[0038]其中，全甲氧基柱[5]芳烃与三溴化硼的摩尔比为1:20,反应温度为25°C，反应时 间为2天，溶剂的用量为基于每mmoL全甲氧基柱[5 ]芳经50mL。

　　[0039] (3)以步骤(2)中得到的全羟基柱[5 ]芳烃与4-溴丁酸乙酯、无水碳酸钾、碘化钾在 干燥的乙腈作溶剂的条件下反应得到如结构式I所示的柱芳烃衍生物。

　　[0040]

　　[0041] 其中，全羟基柱[5]芳烃与4-溴丁酸乙酯的摩尔比为1:20,全羟基柱[5]芳烃与无 水碳酸钾的摩尔比为1:10,全羟基柱[5]芳经与碘化钾的摩尔比为1:0.05，反应温度为82 °C，反应时间为3天，溶剂的用量为基于每mmoL全羟基柱[5 ]芳经20mL。

　　[0042] 实施例2

　　[0043]采用如下方法对市售离子交换树脂XAD-7进行活化：

　　[0044] 称取一定量市售产品XAD-7于250mL圆底烧瓶中，加入适量甲醇，室温下搅拌24h后 抽滤，重复三次后，置于45°C下真空干燥过夜，得白色粉末状固体，置于干燥箱中备用。

　　[0045] 实施例3

　　[0046]称取2.5g实施例1制备的化合物于250mL圆底烧瓶中，加入150mL二氯甲烷，在搅拌 状态下，加入l〇g实施例2活化后的XAD-7,将体系移入水浴中，在旋转蒸发仪上，45°C下旋转 搅拌120min后，升温至65°C，旋转搅拌180min，直至混合物为松散的粉末。在这个过程中，全 丁酸乙酯基取代的柱[5]芳烃衍生物通过毛细作用进入到XAD-7载体的孔隙中，最后于45°C 下真空干燥过夜，得到粉红色松散的吸附剂。

　　[0047] 实施例4

　　[0048]称取2.5g实施例1制备的化合物于250mL圆底烧瓶中，加入180mL二氯甲烷，在搅拌 状态下，加入15g实施例2活化后的XAD-7,将体系移入水浴中，在旋转蒸发仪上，45°C下旋转 搅拌120min后，升温至65°C，旋转搅拌180min，直至混合物为松散的粉末。在这个过程中，全 丁酸乙酯基取代的柱[5]芳烃衍生物通过毛细作用进入到XAD-7载体的孔隙中，最后于45°C 下真空干燥过夜，得到粉红色松散的吸附剂。

　　[0049] 实施例5

　　[0050] 称取2.5g实施例1制备的化合物于250mL圆底烧瓶中，加入200mL二氯甲烷，在搅拌 状态下，加入20g实施例2活化后的XAD-7,将体系移入水浴中，在旋转蒸发仪上，45°C下旋转 搅拌120min后，升温至65°C，旋转搅拌180min，直至混合物为松散的粉末。在这个过程中，全 丁酸乙酯基取代的柱[5]芳烃衍生物通过毛细作用进入到XAD-7载体的孔隙中，最后于45°C 下真空干燥过夜，得到粉红色松散的吸附剂。

　　[0051] 实施例6~14

　　[0052] (1)将碱金属盐似勵3、謂03、肋勵3、〇8勵 3;碱土金属盐54勵3)2、83(勵3)2;过渡金属 盐？6(勵3)3、（順4)6]?07〇24.4!120、2抑(勵 3)2、0)(勵3)2、附（勵3) 2;贵金属？(1(5%￥/^)硝酸盐溶 液、Ru的硝酸盐溶液;稀土金属氧化物Y2〇3、稀土金属硝酸盐La (N〇3) 3、Yb (N〇3) 3以及Nd (N〇3) 3 等17种金属盐，溶于硝酸，加入去离子水配制成同时含有多种金属离子的硝酸盐溶液。

　　[0053] (2)在硝酸盐溶液中加入浓硝酸和去离子水，调节硝酸盐溶液中的硝酸浓度分别 为 0.4、1.0、2.0、3.0、4.0、5.0、6.0、7.0、8.01，每种金属离子的浓度为5.0\10-4]?。

　　[0054] (3)将步骤(2)得到的含有17种金属元素的不同硝酸浓度的硝酸盐溶液与实施例2 制备的吸附剂接触混合，混合时的用量比为:每3. OmL硝酸盐溶液对应0.15g吸附剂。

　　[0055] (4)将步骤(3)所得混合液在TAITECMM-10型振荡器上进行吸附实验，振荡器振荡 速率为150rpm，室温298K下操作，经密封恒温振荡180min后，过滤取水层，测定水相中的金 属离子浓度。

　　[0056]以ICP-0ES测定其它金属离子浓度，以总有机碳分析仪测定水相中T0C值。被试验 的金属离子的吸附分配系数Kd依据下列公式进行计算：

　　[0057]

　　[0058] 式中，C(b)表示吸附前水相中金属离子的浓度(ppm);

　　[0059] C(a)表示吸附后水相中金属离子的浓度(ppm);

　　[0060] V表示加入的水相体积（cm3);

　　[0061] w表示加入的吸附剂的量(g)。

　　[0062] 吸附体系中通过分离因子SF的值来代表将两种金属离子分离的能力，其计算公式 如下：

　　[0063]

　　[0064] XVT，M(Ml)/rWIVd(M2)刀-力I」表不两种不同金属离子的吸附分配系数。

　　[0065] 实施例6~14的吸附结果如图1所示，图1中横坐标为硝酸浓度，纵坐标为吸附分配 系数。由图1可以看出，当硝酸浓度为8.0M时，分离元素钯的效果最好，且在硝酸浓度为0.4 ~8M范围内，对本发明提供的吸附剂对钯都具有很好的选择性。

　　[0066] 如图1所示，HN〇3浓度范围为0.4-6.0M时，随着HN〇3浓度不断增加，吸附剂吸附金属 离子Pd( Π )能力逐渐上升，其吸附分配系数分别为：33.6cm3/g、67.9cm3/g、69.9cm 3/g、 224· 3cm3/g、497 · lcm3/g、566 · 5cm3/g和827 · 7cm3/g，HN〇3浓度的升高有利于吸附的进行。当 HN〇3浓度大于6.0M以后，随着HN〇3浓度不断增加，吸附剂吸附金属离子Pd( Π )能力有所下 降，因此，吸附剂吸附金属离子Pd( Π )的最佳HN〇3浓度为6.0M。

　　[0067] 吸附剂对他（1)、〇8(1)、肋（1)、3^11)、(：〇(11)、制〇11)、1^(111)小6(111)等其余16 种金属离子均基本不吸附或弱吸附。基于镧系收缩导致稀土元素的化学性质相似，以Y 〇11)、制（111)、￥13(111)和1^(111)模拟17种稀土元素的吸附性能，吸附剂对￥(111)、制（111)、￥匕 (ΙΠ )和La(m)均表现为基本不吸附或弱吸附，因此推断对其他13种稀土元素也将基本不吸 附或弱吸附。

　　[0068] 实施例15

　　[0069] 实验条件以及步骤与实施例12相同，不同之处在于，采用实施例4制备得到的吸附 剂。

　　[0070] 实施例16

　　[0071] 实验条件以及步骤与实施例12相同，不同之处在于，采用实施例5制备得到的吸附 剂。

　　【主权项】

　　1. 一种利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，包括如下步骤:将吸附剂 与含有多种金属离子的硝酸盐溶液混合，硝酸盐溶液中的钮离子被吸附剂吸附分离，所述 吸附剂由如结构式(I)所示的化合物负载在载体上制成：2. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，每g吸附 剂与20~30mL硝酸盐溶液混合。3. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，所述载体 为中等极性大孔树脂。4. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，硝酸盐溶 液中，每种金属离子的浓度为5.0 X 10-4~1.0 X 10-3Μ。5. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，硝酸盐溶 液中，硝酸的浓度为0.4~8Μ。6. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，所述吸附 剂的制备方法如下： 将如结构式（I)所示的化合物溶解于二氯甲烧中，在所得溶液中加入载体混合均匀，经 旋蒸干燥后，得到吸附剂。7. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，每g如结 构式(I)所示化合物溶解于50~80mL二氯甲烧中。8. 如权利要求1所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，如结构式 (I)所示化合物与载体的质量比为1:4~10。9. 如权利要求4所述的利用高分子基柱芳控吸附分离钮的方法，其特征在于，吸附剂与 硝酸盐溶液在室溫下混合吸附，吸附时间为25~ISOmin。

　　【文档编号】C22B11/00GK105838880SQ201610176308

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年3月24日

　　【发明人】张安运, 王宁, 王一宁

　　【申请人】浙江大学

　　南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺的制作方法

　　【专利摘要】一种南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，包括以下步骤，矿山浸出液稀土母液的准备、氧化镁沉淀富集稀土、稀土富集物澄清、碱浸除杂、酸溶、Al(OH)3产品产出。本发明的南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，使用了大水量的快速氢氧化物富集，由于氢氧化稀土溶解度极小，所以富集回收率近100%，利用氧化镁的特性成核沉淀，沉淀快，大大地提高了流程设备的利用率；碱浸除杂效率极高，稀土损失少，可减少渣的二次处理费用，且产出Al(OH)3产品，经济效益明显，与传统工艺相比成本更低，稀土回收率比传统工艺5%。

　　【专利说明】

　　南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及稀土矿回收工艺，尤其是一种南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]南方离子型稀土矿又称风化壳淋积型稀土矿，20世纪60年代末在江西省龙南发现，尔后相继在福建、湖南、广东、广西等南岭地区均有发现。南方离子型稀土矿由于其特殊的成因，使得稀土离子赋存在各种矿物风化产生的粘土中，其浸出遵循离子交换原理，所以目前的采矿方式基本上以电解质溶液为浸矿剂交换矿体中的稀土离子进入溶液，再经过除杂工序，然后以合适的沉淀剂沉淀稀土得到稀土总量^ 90%的富集物供稀土分离厂作进一步分离使用。稀土母液中的非稀土杂质主要是Al3+和少量的有色金属、碱土金属等，除Al3+过程是通过调整母液pH=5.4来实现，此过程中将使部分稀土共沉淀而造成二次提取等繁杂工序的产生，同时也将有部分稀土损失。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明的目的就是提供一种除铝简单、稀土回收率高，同时产生有经济价值Al(OH)3产品的南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺。

　　[0004]本发明的南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，包括以下步骤:

　　1、在矿山浸出液稀土母液中加入化镁粉体，搅拌均匀，并检测pH值，以pHg7.4为终点，

　　静置；

　　2、排出上清液至浸矿剂配液池，底部渣料送到板框压滤机压滤，滤液排至浸矿剂配液池，滤渣转移至搅拌桶中，测试Al (OH) 3含量备用；

　　3、搅拌桶中的滤渣加清水进行调浆，液固比1:1，加入测试Al(OH)3量与氢氧化钠反应理论数量1.2倍的氢氧化钠固体，搅拌浸出0.5-0.6小时后，加清水至液固比5:1搅拌0.5-1小时，然后板框过滤，滤液收集备用，渣料返回上述搅拌桶加清水液固比5:1搅洗，再板框过滤，滤液存放备用，滤渣转移至另一个搅拌桶备用；

　　4、用任意浓度盐酸或硫酸对上一步骤产生的富集渣进行酸优溶，液固比3:1，反应终点为pH=2.5，板框过滤，滤渣堆存，产生的稀土料液可通过氢氧化钠或碳酸氢钠进行沉淀产出氢氧化稀土或碳酸稀土;或者滤液直接进入储罐待下次进行优溶，作为底液叠加稀土浓度的料液使用；

　　5、A1(0H)3产品产出，对步骤3产生的碱浸液-滤液加酸进行调pH=9产生Al(OH)3沉淀，板框过滤，滤液输送至浸矿剂配液池，滤渣加清水液固比5:1搅洗，板框压滤，滤液排放至浸矿剂配液池，滤渣为Al (OH) 3。

　　[0005]本发明的南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，使用了大水量的快速氢氧化物富集，由于氢氧化稀土溶解度极小，所以富集回收率近100%，利用氧化镁的特性成核沉淀，沉淀快，大大地提高了流程设备的利用率;碱浸除杂效率极高，稀土损失少，可减少渣的二次处理费用，且产出Al(OH)3产品，经济效益明显，与传统工艺相比成本更低，稀土回收率比传统工艺5%。

　　【具体实施方式】

　　实施例

　　[0006]—种南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，包括以下步骤:

　　1、矿山浸出液稀土母液的准备:300m3储存池，250m3稀土母液，母液中稀土浓度0.2g/L，pH=4.5；

　　2、氧化镁储仓:为一铁制2m3锥形漏斗，底部出口设有螺旋自动给料机(可调节转速控制给料量)；

　　3、混合池:一个1m3带搅拌的水泥、砖砌筑圆池，氧化镁储仓架设其上部，一个带搅拌I OOm3的水泥、砖砌筑圆池；

　　4、澄清池:400m3水泥、砖砌筑圆池或方池；

　　5、氧化镁沉淀富集稀土:在氧化镁储仓中投入I吨氧化镁粉体，通过给料机输送到1m3的混合池，同时通过PVC管道把稀土母液输送至10 m3混合池与氧化镁混合成稀浆状；

　　6、步骤5产生浆液通过PVC管道输送至100m3混合池，同时通过PVC管道把稀土母液输送至10m3混合池搅拌混合，测pHg 7.4为终点；

　　7、稀土富集物澄清:步骤6产生的混合浆液通过PVC底管流入400m3澄清池，静置半小时，排出上清液至浸矿剂配液池；

　　8、步骤7底部渣料通过PVC管道输送到板框压滤机压滤，滤液排至浸矿剂配液池，滤渣转移至一个20 m3PP材质搅拌桶中，测试Al (OH)3含量备用；

　　9、碱浸除杂:对步骤8产生的富集渣进行碱浸除杂的方法是基于Al3+的两性，而稀土氢氧化物不溶于碱的原理，对步骤8产生的富集渣进行调浆，液固比1:1，加入测试Al(OH)3量与氢氧化钠反应理论数量1.2倍的氢氧化钠固体(工业纯)，搅拌浸出半小时后加清水至液固比5:1搅拌半小时，然后板框过滤，滤液收集至10 m3 PP材质搅拌桶，渣料返回搅拌桶加清水液固比5:1搅洗一次，板框过滤，滤液存放备用，滤渣转移至另一个10 m3 PP材质搅拌桶备用；

　　10、酸溶:用任意浓度盐酸或硫酸对步骤9产生的富集渣进行酸优溶，液固比3:1，反应终点pH=2.5;板框过滤，滤渣堆存，产生的稀土料液可通过氢氧化钠或碳酸氢钠进行沉淀产出氢氧化稀土或碳酸稀土，或者滤液直接进入储罐待下次进行优溶作为底液叠加稀土浓度达到高浓度料液使用；

　　11、A1(OH)3产品产出:对步骤9产生的碱浸液加酸进行调pH=9产生Al (OH)3沉淀，板框过滤，滤液用管道输送至浸矿剂配液池，滤渣加清水液固比5:1搅洗，板框压滤，滤液排放至浸矿剂配液池，滤渣装包即可作为Al(OH)3产品出售。

　　【主权项】

　　1.一种南方离子型稀土矿浸取液除杂工艺，其特征在于:它包括以下步骤: (1)、在矿山浸出液稀土母液中加入化镁粉体，搅拌均匀，并检测pH值，以pH^7.4为终点，静置； (2)、排出上清液至浸矿剂配液池，底部渣料送到板框压滤机压滤，滤液排至浸矿剂配液池，滤渣转移至搅拌桶中，测试Al (OH) 3含量备用； (3)、搅拌桶中的滤渣加清水进行调浆，液固比1:1，加入测试Al(OH)3量与氢氧化钠反应理论数量1.2倍的氢氧化钠固体，搅拌浸出0.5-0.6小时后，加清水至液固比5:1搅拌0.5-1小时，然后板框过滤，滤液收集备用，渣料返回上述搅拌桶加清水液固比5:1搅洗，再板框过滤，滤液存放备用，滤渣转移至另一个搅拌桶备用； (4)、用任意浓度盐酸或硫酸对上一步骤产生的富集渣进行酸优溶，液固比3:1，反应终点为pH=2.5，板框过滤，滤渣堆存，产生的稀土料液可通过氢氧化钠或碳酸氢钠进行沉淀产出氢氧化稀土或碳酸稀土;或者滤液直接进入储罐待下次进行优溶，作为底液叠加稀土浓度的料液使用； (5)、A1(OH)3产品产出，对步骤(3)产生的碱浸液-滤液加酸进行调pH=9产生Al(OH)3沉淀，板框过滤，滤液输送至浸矿剂配液池，滤渣加清水液固比5:1搅洗，板框压滤，滤液排放至浸矿剂配液池，滤渣为Al (OH) 3。

　　【文档编号】C22B3/22GK105838881SQ201610406145

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月12日

　　【发明人】孙东江, 王志勇, 廖升源

　　【申请人】孙东江, 王志勇, 廖升源

　　一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺。本发明将加压浸出得到的Ⅰ段氧压酸浸液采用镍钼共生矿进行中和还原，有效地降低了氧压酸浸液中的终酸、Fe离子浓度<1g/L，同时不需要添加其他中和剂，避免了镍钼主金属的损失。（2）中和液pH值为2.0~3.0，可直接采用阴离子树脂交换Mo，Mo的回收率高达99%以上，有效地提高了钼酸铵产品品位>95%。（3）交换后液采用沉淀剂沉铜镍，实现了铜镍的回收，铜镍回收率>95%。

　　【专利说明】

　　一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明属于有色金属冶炼技术领域，具体涉及一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]在我国的湘、黔、川、渝、鄂、桂、陕、甘等省蕴藏着一条长达1600km的钼镍矿带。这种矿藏在过去被当地老百姓称为石煤，并被开采用来烧砖。钼镍矿除含有钼和镍外，还伴生有锌、钒、银、砸等有价元素。因为成矿条件及地理位置不同，该矿藏伴生的有价元素也不尽相同，有些地方以钼为主，如湘西北、黔、桂、渝等地虽以钼为主，同时还伴生有镍，成为钼镍共生矿，故被当地称为钼镍矿、镍钼矿或碳钼矿。这种含有钼、镍的矿藏分布面积大，并且钼、镍的品位很高，钼品位为2%?11%，镍含量一般为钼含量的35%?70%(品位为0.7%?7.7%)，高者钼镍比达I: I (钼开采品位为0.1%，镍为0.2%)；此外，有些地方的钼镍矿以钒为主，如湖南的怀化地区。由于资源储量巨大和钼镍等金属品位很高引起了国内外矿业专家的极大关注，如美国的科学家通过与国内外科研人员的合作研究，发表了有关此矿成因、矿相、成分等方面的研究成果报告，并探讨了在美国、美洲形成类似矿床的可能性。

　　[0003]镍钼共生矿的处理工艺主要分为选矿工艺、选冶联合工艺、氧化焙烧-水浸工艺、硫酸化焙烧-常压酸浸工艺、焙烧脱硫-次氯酸钠强化浸出工艺、钠化焙烧-水浸-超声波强化酸浸工艺、加钙氧化焙烧-低温硫酸化焙烧-水浸工艺、次氯酸钠溶液机械活化搅拌浸出工艺、常压碱性浸出工艺、盐酸氧化浸出-酸浸渣碱浸工艺、硝酸加压酸浸工艺、碱性加压氧化-酸性加压氧化浸出工艺等。而这些工艺均存在着一定问题，选矿工艺并不能对镍钼进行有效的富集;选冶联合工艺，在选矿之后还必须进行传统的焙烧-浸出将镍钼转入溶液中；而主流的焙烧-浸出工艺都是通过焙烧先从镍钼矿中浸出钼，然后再从浸出渣中提取镍，焙烧过程中SO2气体污染、主金属钼镍回收率不高等问题;盐酸、硝酸加压浸出工艺均存在着设备的腐蚀问题;碱性加压浸出工艺存在着碱耗量大的问题;而一段氧压酸浸工艺存在着浸出液终酸高、铁离子浓度高、溶液处理成本高及除铁渣夹带Mo损失大等弊端。

　　[0004]两段氧压酸浸一常压碱浸工艺对镍钼共生矿能有效进行镍钼回收，且I段氧压酸浸液中终酸、铁离子浓度低，有利于后续的镍钼分离回收。虽然两段氧压酸浸工艺能有效实现镍钼的浸出，但浸出液中的镍钼分离不彻底或分离效果不好，影响着镍钼的综合回收利用。因此，本发明针对当前I段氧压酸浸液开发出镍钼分离回收工艺，有效解决了镍钼共生矿的资源化综合回收利用问题。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明的目的是提供一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺。

　　[0006]本发明的目的是这样实现的，包括如下步骤:

　　(I)将加压浸出得到的I段氧压酸浸液与镍钼共生矿在液固比为3?7:1、温度为20?60°C、时间10?120min的条件下进行中和还原，得到中和渣和中和液； (2)中和液采用阴离子交换树脂进行Mo离子交换，得到载钼树脂和交换后液；

　　(3)载钼树脂经洗涤调酸后陈化，陈化时间I?4h，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂；

　　(4)将交换后液加入沉淀剂在沉淀温度为10?90°C、沉淀时间为0.5h~4h、沉淀终点pH值为5.0条件下进行铜镍沉淀，铜以碱式碳酸铜、氢氧化铜或草酸铜的方式沉淀，镍以碳酸镍、氢氧化镍或草酸镍的方式沉淀，从而制得相应铜、镍产品；

　　(5)中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。

　　[0007]本发明产生的有益效果:

　　(I)I段氧压酸浸液采用镍钼共生矿进行中和还原，有效地降低了氧压酸浸液中的终酸、Fe离子浓度

　　[0008](2 )中和液pH值为2.0?3.0，可直接采用阴离子树脂交换Mo，Mo的回收率高达99%以上，有效地提高了钼酸铵产品品位>95%。

　　[0009](3)交换后液采用沉淀剂沉铜镍，实现了铜镍的回收，铜镍回收率>95%。

　　【附图说明】

　　[0010]图1为本发明的工艺流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0011]下面结合实施例对本发明作进一步说明，但不以任何方式对本发明加以限制，基于本发明教导所作的任何变换，均落入本发明保护范围。

　　[0012]本发明包括如下步骤:

　　(1)将加压浸出得到的I段氧压酸浸液与镍钼共生矿在液固比为3?7:1、温度为20?60°C、时间10?120min的条件下进行中和还原，使I段氧压酸浸液中的Fe3+还原、终酸降至lg/L以下、PH值为2.0-3.0,得到中和渣和中和液；

　　(2)中和液采用阴离子交换树脂进行Mo离子交换，得到载钼树脂和交换后液；阴离子交换树脂反应机理如式I:

　　2R-C1+M042—=R- M04-R+2C1—(式I)

　　(3)载钼树脂经洗涤调酸后陈化，陈化时间I?4h，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂；

　　(4)将交换后液加入沉淀剂在沉淀温度为10?90°C、沉淀时间为0.5h~4h、沉淀终点pH值为5.0条件下进行铜镍沉淀，铜以碱式碳酸铜、氢氧化铜或草酸铜的方式沉淀，镍以碳酸镍、氢氧化镍或草酸镍的方式沉淀，从而制得相应铜、镍产品;沉铜镍反应如(式2)_(式6):

　　2Na0H+Ni2+=Ni (OH)2 +2Na+(式 2)

　　Ca(OH)2+Ni2+=Ni (OH)2 +Ca2+(式 3)

　　Ca0+H20+Ni2+=Ni (OH)2 +Ca2+(式4)

　　Na2C03+Ni2+=Ni CO3 +2Na+(式5)

　　Ni2++H2C204=Ni C2O4 +2H+(式6)

　　(5)中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。

　　[0013]镍钼共生矿氧压酸浸液成分为:Mo 3?10g/L、Ni 3?15g/L、Fe 1-3 g/L,H2SO4 2?15g/L、Cu 0.2-1 g/Lo

　　[0014]所述步骤(2)中的阴离子交换树脂包括:0501、0231、711、4013、330^1003等强碱性离子交换树脂、交换时间为I?60min、交换温度为10?90°C、流量为0.lL/min?100L/min、交换柱尺寸为Φ 200mmX 2000mm、pH值为2.0?3.5。

　　[0015]所述步骤(4)中的沉淀剂，包括:Na0H、Ca(0H)2、Ca0、Na2C03或H2C2O4中的一种或几种。

　　[0016]实施例1

　　本实施例的镍钼共生矿氧压酸浸液成分为:Mo 5.75g/L、Ni 12.53g/L、Fe 2.45 g/L、H2SO4 5.31g/L、Cu 0.42g/Lo

　　[0017]首先，将加压浸出得到的I段氧压酸浸液600L加入镍钼共生矿200kg、温度为45°C、时间为30min的条件下进行中和还原，使I段氧压酸浸液中的Fe3+还原、终酸降至lg/L以下、终点PH值为2.5。然后进行液固分离得到中和渣和中和液。中和渣返回一段氧压酸浸工序，中和液进行镍钼回收，中和液成分为:Mo 6.01g/L、Ni 12.66g/L、Fe 0.87 g/L,H2SO40.69g/L、Cu 0.43g/Lo

　　[0018]其次，将中和液进行Mo离子交换，交换树脂为D501阴离子交换树脂、交换时间为4011^11、交换温度为40°(:、流量为15171^11、交换柱尺寸为(})200臟\2000臟、？!1值为2.5。

　　[0019]将上述载钼树脂经解析调酸后陈化，陈化时间2h，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂，钼酸铵含量为95.73%。

　　[0020]将离子交换Mo之后的中和液加入沉淀剂Na2CO3,在沉淀温度为30 °C、沉淀时间为2h、沉淀终点pH值为5.0的条件下，铜镍以碳酸镍、碱式碳酸铜的形式沉淀，从而制得相应铜镍产品，所得碳酸镍和碱式碳酸铜产品中镍含量为36.78%、铜含量为3.45%。中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。

　　[0021]实施例2

　　本实施例的镍钼共生矿氧压酸浸液成分为:Mo 6.35g/L、Ni 14.15g/L、Fe 2.73 g/L、H2SO4 4.85g/L、Cu 0.68g/L。

　　[0022]首先，将加压浸出得到的I段氧压酸浸液600L加入镍钼共生矿150kg、温度为60°C、时间为20min的条件下进行中和还原，使I段氧压酸浸液中的Fe3+还原、终酸降至lg/L以下、pH值为2.5。然后进行液固分离得到中和渣和中和液。中和渣返回一段氧压酸浸工序，中和液进行镍钼回收，中和液成分为:Mo 7.03g/L、Ni 14.33g/L、Fe 0.93 g/L、H2SO40.78g/L、Cu0.71g/Lo

　　[0023]将中和液进行Mo离子交换，交换树脂为401S阴离子交换树脂、交换时间为30min、交换温度为60°(:、流量为20171^11、交换柱尺寸为(})200臟\2000臟、？!1值为2.5。

　　[0024]将上述载钼树脂经解析调酸后陈化，陈化时间Ih，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂，钼酸铵含量为96.81%。

　　[0025]将离子交换Mo之后的中和液加入沉淀剂H2C2O4,在沉淀温度为60°C、沉淀时间为lh、沉淀终点pH值为5.0的条件下，铜镍以草酸镍、草酸铜的形式沉淀，从而制得相应铜镍产品，所得草酸镍和草酸铜产品中镍含量为40.12%、铜含量为3.71%。中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。

　　[0026]实施例3 本实施例的镍钼共生矿氧压酸浸液成分为:Mo 5.13g/L、Ni 13.79g/L、Fe 2.01 g/L、H2SO4 3.12g/L、Cu 0.37g/Lo

　　[0027]首先，将加压浸出得到的I段氧压酸浸液600L加入镍钼共生矿100kg、温度为50°C、时间为20min的条件下进行中和还原，使I段氧压酸浸液中的Fe3+还原、终酸降至lg/L以下、pH值为2.5。然后进行液固分离得到中和渣和中和液。中和渣返回一段氧压酸浸工序，中和液进行镍钼回收，中和液成分为:Mo 5.41g/L、Ni 13.92g/L、Fe 0.82 g/L,H2S040.91g/L,Cu

　　0.40g/Lo

　　[0028]将中和液进行Mo离子交换，交换树脂为711阴离子交换树脂、交换时间为15min、交换温度为40 0C、流量为40L/min、交换柱尺寸为Φ 200mm X 2000mm、pH值为3.0。

　　[0029]将上述载钼树脂经解析调酸后陈化，陈化时间3h，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂，钼酸铵含量为92.13%。

　　[0030]将离子交换Mo之后的中和液加入沉淀剂CaO，在沉淀温度为80 °C、沉淀时间为3h、沉淀终点P H值为5.0的条件下，铜镍以氢氧化镍、氢氧化铜的形式沉淀，从而制得相应铜镍产品，所得氢氧化镍和氢氧化铜产品中镍含量为31.35%、铜含量为2.14%。中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。

　　【主权项】

　　1.一种镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺，其特征在于包括如下步骤: (1)将加压浸出得到的I段氧压酸浸液与镍钼共生矿在液固比为3?7:1、温度为20?60°C、时间10?120min的条件下进行中和还原，得到中和渣和中和液； (2)中和液采用阴离子交换树脂进行Mo离子交换，得到载钼树脂和交换后液； (3)载钼树脂经洗涤调酸后陈化，陈化时间I?4h，陈化后进行液固分离，得到钼酸铵产品和沉钼后液，沉钼后液返回离子交换工序用于洗涤载钼树脂； (4)将交换后液加入沉淀剂在沉淀温度为1?90°C、沉淀时间为0.5h~4h、沉淀终点pH值为5.0条件下进行铜镍沉淀，铜以碱式碳酸铜、氢氧化铜或草酸铜的方式沉淀，镍以碳酸镍、氢氧化镍或草酸镍的方式沉淀，从而制得相应铜、镍产品； (5)中和渣返回I段氧压酸浸工序进行镍钼回收。2.根据权利要求1所述的镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺，其特征在于镍钼共生矿氧压酸浸液成分为:Mo 3?10g/L、Ni 3?15g/L、Fe 1-3 g/L,H2SO4 2?15g/L、Cu 0.2?I g/Lo3.根据权利要求1所述的镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺，其特征在于所述步骤(2)中的阴离子交换树脂包括:0501、0231、711、4015、330^1003等强碱性离子交换树脂、交换时间为I?60min、交换温度为10?90°C、流量为0.1L/min?100L/min、交换柱尺寸为Φ 200mmX 2000mm、pH值为2.0?3.5。4.根据权利要求1所述的镍钼共生矿氧压酸浸液中钼镍分离回收工艺，其特征在于所述步骤(4)中的沉淀剂，包括:Na0H、Ca(0H)2、Ca0、Na2C03或H2C2O4中的一种或几种。

　　【文档编号】C22B34/34GK105838882SQ201610446636

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月21日

　　【发明人】刘俊场, 杨大锦, 付维琴, 陈加希, 吴文东, 牟兴兵, 刁微之, 欧根能, 陈华君, 袁威, 闫森

　　【申请人】昆明冶金研究院

　　处理含铅溶液的系统和方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种处理含铅溶液的系统和方法，所述系统包括：含铅溶液存储装置；第一输送管道，所述第一输送管道与所述含铅溶液存储装置相连；给料泵，所述给料泵与所述第一输送管道相连；第二输送管道，所述第二输送管道与所述给料泵相连；管道反应器，所述管道反应器与所述第二输送管道相连；以及锌粉供给装置，所述锌粉供给装置与所述第一输送管道、所述第二输送管道和所述管道反应器中的至少之一相连。该系统可以得到极大程度的优化置换工序中工艺参数，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。

　　【专利说明】

　　处理含铅溶液的系统和方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于化工技术领域，具体而言，本发明涉及一种处理含铅溶液的系统和方法。

　　【背景技术】

　　[0002]传统湿法冶炼工艺中，采用锌粉对含铅溶液进行置换得到海绵铅，设计中一般采用搅拌槽作为反应容器并以强搅拌的方式促进反应的进行。这种方式溶液与固体锌粉颗粒虽然能够充分接触，但是搅拌槽搅拌强度有限，导致颗粒周围离子扩散相对较慢，反应时间长，反应速度较慢，且锌粉利用率偏低。

　　[0003]因此，现有的处理含铅溶液的工艺有待进一步改进。

　　【发明内容】

　　[0004]本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明的一个目的在于提出一种处理含铅溶液的系统和方法，该系统可以得到极大程度的优化置换工序中工艺参数，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。

　　[0005]在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理含铅溶液的系统，根据本发明的实施例，该系统包括:

　　[0006]含铅溶液存储装置；

　　[0007]第一输送管道，所述第一输送管道与所述含铅溶液存储装置相连；

　　[0008]给料栗，所述给料栗与所述第一输送管道相连；

　　[0009]第二输送管道，所述第二输送管道与所述给料栗相连；

　　[0010]管道反应器，所述管道反应器与所述第二输送管道相连；以及

　　[0011]锌粉供给装置，所述锌粉供给装置与所述第一输送管道、所述第二输送管道和所述管道反应器中的至少之一相连。

　　[0012]由此，根据本发明实施例的处理含铅溶液的系统通过采用管道反应器代替搅拌槽进行反应，反应过程中，通过给料栗提供动力，使得流体具有较高流速，产生的紊流和湍流能极大程度减小固体锌粉表面扩散层厚度，从而改善反应动力学条件并提高反应效率，进而可以显著提高含铅溶液中铅的置换效率，同时采用该系统后，各置换工序中工艺参数可以得到极大程度的优化，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。

　　[0013]另外，根据本发明上述实施例的处理含铅溶液的系统还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0014]在本发明的一些实施例中，所述管道反应器为螺旋管道或直管道。由此，可以显著提高流体的紊流和湍流程度，从而提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0015]在本发明的一些实施例中，所述螺旋管道的弯头为钢衬PO件或钢衬F4件。

　　[0016]在本发明的一些实施例中，所述第一输送管道和所述第二输送管道上分别独立的设置至少一个管道混合器。由此，可以进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0017]在本发明的另一个方面，本发明提出了一种处理含铅溶液的方法。根据本发明的实施例，该方法是采用上述处理含铅溶液的系统进行的。根据本发明的具体实施例，该方法包括:

　　[0018]将所述含铅溶液存储装置中的含铅溶液依次经所述第一输送管道、所述给料栗和所述第二输送管道供给至所述管道反应器中；

　　[0019]将所述锌粉供给装置中的锌粉供给至所述第一输送管道、所述第二输送管道和所述管道反应器中的至少之一，以便使得所述锌粉与所述含铅溶液中铅离子发生还原反应，得到铅渣和除铅后液。

　　[0020]由此，根据本发明实施例的处理含铅溶液的方法通过采用管道反应器代替搅拌槽进行反应，反应过程中，通过给料栗提供动力，使得流体具有较高流速，产生的紊流和湍流能极大程度减小固体锌粉表面扩散层厚度，从而改善反应动力学条件并提高反应效率，进而可以显著提高含铅溶液中铅的置换效率，同时采用该方法后，各置换工序中工艺参数可以得到极大程度的优化，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。

　　[0021]另外，根据本发明上述实施例的处理含铅溶液的方法还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0022]在本发明的一些实施例中，所述锌粉以固态形式或浆化形式提供。

　　[0023]在本发明的一些实施例中，所述还原反应的温度为40?60摄氏度。

　　[0024]在本发明的一些实施例中，所述还原反应的时间为I?10分钟。

　　[0025]在本发明的一些实施例中，所述锌粉的用量系数为1.05?1.2。

　　[0026]本发明的附加方面和优点将在下面的描述中部分给出，部分将从下面的描述中变得明显，或通过本发明的实践了解到。

　　【附图说明】

　　[0027]本发明的上述和/或附加的方面和优点从结合下面附图对实施例的描述中将变得明显和容易理解，其中:

　　[0028]图1是根据本发明一个实施例的处理含铅溶液的系统结构示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0029]下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0030]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底”、“内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”、“轴向”、“径向”、“周向”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。[0031 ]此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

　　[0032]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体;可以是机械连接，也可以是电连接;可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

　　[0033]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

　　[0034]在本发明的一个方面，本发明提出了一种处理含铅溶液的系统。参考图1，根据本发明实施例的处理含铅溶液的系统包括:含铅溶液存储装置100、第一输送管道200、给料栗300、第二输送管道400、管道反应器500和锌粉供给装置600。

　　[0035]根据本发明的实施例，含铅溶液存储装置100适于存储含铅溶液。需要说明的是，本文中的“含铅溶液存储装置”可以为现有技术中用于存储含铅溶液的任何结构的装置，本领域技术人可以根据实际需要进行选择。

　　[0036]根据本发明的实施例，第一输送管道200与含铅溶液存储装置100相连，且适于将含铅溶液存储装置中的含铅溶液运输至后续的各装置中。

　　[0037]根据本发明的具体实施例，第一输送管道200上可以设置有至少一个管道混合器(未示出)，例如可以在第一输送管道上设置多个管道混合器，从而可以显著提高含铅溶液的紊流和湍流程度，进而提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0038]根据本发明的实施例，给料栗300与第一输送管道200相连，且适于提高后续第二输送管道和管道反应器中含铅溶液流体的流速，从而可以显著提高含铅溶液的紊流和湍流程度，进而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际流体流速需要对给料栗的具体类型进行选择。

　　[0039]根据本发明的实施例，第二输送管道400与给料栗300相连，且适于通过给料栗将含铅溶液输送至后续的管道反应器中。

　　[0040]根据本发明的具体实施例，第二输送管道400上可以设置有至少一个管道混合器(未示出)，例如可以在第二输送管道上设置多个管道混合器，从而可以显著提高含铅溶液的紊流和湍流程度，进而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0041]根据本发明的实施例，管道反应器500与第二输送管道400相连，且适于使得含铅溶液中的铅离子与锌粉充分接触发生还原反应，从而得到浆液，并且可以根据实际需要采用压滤等手段即可分离得到除铅后液和铅渣。

　　[0042]根据本发明的一个具体实施例，管道反应器可以为螺旋管道或直管道。由此，可以显著提高含铅溶液流体的紊流和湍流程度，从而保证含铅溶液中的铅离子与锌粉充分接触，进而提高含铅溶液中铅的置换效率。需要说明的是，本领域技术人员可以根据实际需要对管道反应器的长度进行选择，只要能保证含铅溶液中铅离子与锌粉充分反应即可。

　　[0043]根据本发明的再一个具体实施例，螺旋管道的弯头可以为钢衬PO件或钢衬F4件。由此，可以显著提高管道反应器的使用寿命。

　　[0044]根据本发明的实施例，锌粉供给装置600可以与第一输送管道200、第二输送管道400和管道反应器500中的至少之一相连，且适于向第一输送管道200、第二输送管道400和管道反应器500中的至少之一供给锌粉，例如I所示，锌粉供给装置600与第一输送管道200、第二输送管道400和管道反应器500均相连。

　　[0045]根据本发明的一个实施例，锌粉供给装置中锌粉的供给形式并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉可以以固态形式或浆化形式提供。由此，可以保证锌粉与含铅溶液中铅离子充分接触，进而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0046]根据本发明的再一个实施例，锌粉的用量并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉的用量系数可以为1.05?1.2。需要说明的是，本文中的“用量系数”可以理解为比理论使用量多0.05?0.2倍。发明人发现，若锌粉的加入量过少会导致净化除杂不完全，溶液中含杂质元素高，而若锌粉加入量过多可以除杂较完全，但导致溶液中含锌会更高，并增加锌粉耗量，增加成本。

　　[0047]根据本发明的又一个实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的温度并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的温度可以为40?60摄氏度。发明人发现，该温度下可以显著提高锌粉与含铅溶液中铅离子的置换效率，从而保证最后所得除铅后液中铅含量低于lg/L。

　　[0048]根据本发明的又一个实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的时间并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的时间可以为I?10分钟。发明人发现，该时间范围内可以保证含铅溶液中的铅离子与锌粉充分反应，从而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0049]根据本发明实施例的处理含铅溶液的系统通过采用管道反应器代替搅拌槽进行反应，反应过程中，通过给料栗提供动力，使得流体具有较高流速，产生的紊流和湍流能极大程度减小固体锌粉表面扩散层厚度，从而改善反应动力学条件并提高反应效率，进而可以显著提高含铅溶液中铅的置换效率，同时采用该系统后，各置换工序中工艺参数可以得到极大程度的优化，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。

　　[0050]在本发明的第二个方面，本发明提出了一种处理含铅溶液的方法。根据本发明的实施例，该方法是采用上述的处理含铅溶液的系统进行的。根据本发明的具体实施例，该方法包括:将含铅溶液存储装置中的含铅溶液依次经第一输送管道、给料栗和第二输送管道供给至管道反应器中；将锌粉供给装置中的锌粉供给至第一输送管道、第二输送管道和管道反应器中的至少之一，以便使得锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应，得到铅渣和除铅后液。发明人发现，通过采用管道反应器代替搅拌槽进行反应，反应过程中，通过给料栗提供动力，使得流体具有较高流速，产生的紊流和湍流能极大程度减小固体锌粉表面扩散层厚度，从而改善反应动力学条件并提高反应效率，进而可以显著提高含铅溶液中铅的置换效率，同时采用该方法后，各置换工序中工艺参数可以得到极大程度的优化，不但保证了原有操作的连续性，而且省去了外加搅拌造成的电能消耗与设备投资。需要说明的是，上述针对处理含铅溶液的系统所描述的特征和优点同样适用于该处理含铅溶液的方法，此处不再赘述。

　　[0051]根据本发明的一个实施例，锌粉的供给形式并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉可以以固态形式或浆化形式提供。由此，可以保证锌粉与含铅溶液中铅离子充分接触，进而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0052]根据本发明的一个实施例，锌粉供给装置中锌粉的供给形式并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉可以以固态形式或浆化形式提供。由此，可以保证锌粉与含铅溶液中铅离子充分接触，进而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0053]根据本发明的再一个实施例，锌粉的用量并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉的用量系数可以为1.05?1.2。发明人发现，若锌粉的加入量过少会导致净化除杂不完全，溶液中含杂质元素高，而若锌粉加入量过多可以除杂较完全，但导致溶液中含锌会更高，并增加锌粉耗量，增加成本。

　　[0054]根据本发明的又一个实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的温度并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的温度可以为60?90摄氏度。发明人发现，该温度下可以显著提高锌粉与含铅溶液中铅离子的置换效率，从而保证最后所得除铅后液中铅含量低于lg/L。

　　[0055]根据本发明的又一个实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的时间并不受特别限制，本领域技术人员可以根据实际需要进行选择，根据本发明的具体实施例，锌粉与含铅溶液中铅离子发生还原反应的时间可以为I?10分钟。发明人发现，该时间范围内可以保证含铅溶液中的铅离子与锌粉充分反应，从而进一步提高含铅溶液中铅的置换效率。

　　[0056]下面参考具体实施例，对本发明进行描述，需要说明的是，这些实施例仅仅是描述性的，而不以任何方式限制本发明。

　　[0057]实施例

　　[0058]将Im3含铅溶液依次通过第一输送管道、给料栗以及第二输送管道供给至管道反应器中，同时通过锌粉供给装置向第一输送管道、第二输送管道和管道反应器中供给锌粉，使得锌粉与含铅溶液中的铅离子在管道反应器中发生还原反应，反应温度为50°C，反应时间为5min，锌粉用量系数为1.05，并将反应所得浆液进行压滤处理，得到除铅后液中铅含量低于lg/L。

　　[0059]在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

　　[0060]尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

　　【主权项】

　　1.一种处理含铅溶液的系统，其特征在于，包括: 含铅溶液存储装置； 第一输送管道，所述第一输送管道与所述含铅溶液存储装置相连； 给料栗，所述给料栗与所述第一输送管道相连； 第二输送管道，所述第二输送管道与所述给料栗相连； 管道反应器，所述管道反应器与所述第二输送管道相连；以及 锌粉供给装置，所述锌粉供给装置与所述第一输送管道、所述第二输送管道和所述管道反应器中的至少之一相连。2.根据权利要求1所述的系统，其特征在于，所述管道反应器为螺旋管道或直管道。3.根据权利要求2所述的系统，其特征在于，所述螺旋管道的弯头为钢衬PO件或钢衬F4件。4.根据权利1-3中任一项所述的系统，其特征在于，所述第一输送管道和所述第二输送管道上分别独立的设置至少一个管道混合器。5.—种利用权利要求1-4中任一项所述的处理含铅溶液的系统处理含铅溶液的方法，其特征在于，包括: 将所述含铅溶液存储装置中的含铅溶液依次经所述第一输送管道、所述给料栗和所述第二输送管道供给至所述管道反应器中； 将所述锌粉供给装置中的锌粉供给至所述第一输送管道、所述第二输送管道和所述管道反应器中的至少之一，以便使得所述锌粉与所述含铅溶液中铅离子发生还原反应，得到铅渣和除铅后液。6.根据权利要求5所述的方法，其特征在于，所述锌粉以固态形式或浆化形式提供。7.根据权利要求5或6所述的方法，其特征在于，所述还原反应的温度为40?60摄氏度。8.根据权利要求7所述的方法，其特征在于，所述还原反应的时间为I?10分钟。9.根据权利要求6所述的方法，其特征在于，所述锌粉的用量系数为1.05?1.2。

　　【文档编号】C22B3/46GK105838883SQ201610306261

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月10日

　　【发明人】韦林奎, 陆业大, 舒毓璋, 吴筱, 杨德志, 郑明臻, 聂颖, 张阳

　　【申请人】中国恩菲工程技术有限公司

　　一种硫酸钴溶液除镍的方法

　　【专利摘要】一种硫酸钴溶液除镍的方法，涉及有价金属回收技术领域，所述方法包括如下步骤：调碱、硫磺微乳液制备、硫钴化合物制备、调整pH值、除镍。本发明的有益效果在于：适用于硫酸钴溶液中镍的分离，采用水合肼还原钴的碱溶液的同时，加入硫磺微乳液反应制得除镍试剂，将除镍试剂加入低含量镍的硫酸钴溶液中，反应一段时间完成除镍过程，该方法可高效处理镍含量较低的硫酸钴溶液同时也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。相对于现有技术该方法操作简单可行，环境污染小，成本低，钴回收率高。

　　【专利说明】

　　一种硫酸钴溶液除镍的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及有价金属回收技术领域，具体是一种硫酸钴溶液除镍的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]钴是一种重要的战略元素，它具有熔点高、耐磨性好、强度高、磁性好等优点，是制造各种高温合金、磁性材料、防腐合金的重要原料，也是重要的电池材料。可广泛应用于航空、航天、电器、电池、机械制造、化学、陶瓷等工业。我国是一个缺钴的国家，大量的钴资源需要进口。钴的生产原料可分为钴矿物和钴废料两大类，我国钴矿床贫矿多、富矿少，而且缺少单独的钴矿床，大部分共生或伴生;钴废料主要为从冶炼镍、锌等系统钴渣，以及废合金、电池材料、催化剂等。由于钴镍的化学性质非常相似，在矿床中常共生、伴生，各种含钴废料中也常有镍，因此在钴的回收中，钴镍分离是最为重要的。钴镍分离主要有化学沉淀法和溶剂萃取法。根据钴镍化合物的溶度积差异可以实现化学沉淀分离。具体采用何种沉淀方法主要取决于溶液中的镍钴比，对镍低钴高的溶液可用硫化沉淀除去镍，对镍高钴低的溶液可用氧化水解沉淀除去钴，沉淀法不太适合钴镍浓度大致相当的溶液。溶剂萃取技术具有高选择性、高直收率、操作连续化和易于实现自动化等优点，已成为钴镍分离的主要方法，但处理成本较高，生产消耗大，废水量大，对处理镍含量低的钴溶液不具有优势。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明所要解决的技术问题是提供一种硫酸钴溶液除镍的方法，以解决现有技术处理成本较高，生产消耗大，废水量大，对处理镍含量低的钴溶液不具有优势的问题。

　　[0004]本发明解决技术问题的技术方案为:一种硫酸钴溶液除镍的方法，所述方法包括如下步骤。

　　[0005]步骤I调碱:将硫酸钴溶液中加入氢氧化钠固体，加入过程附带匀速搅拌，并加热至80摄氏度;所需氢氧化钠的质量为溶液中钴含量的3-5倍;操作完毕后得到溶液A。

　　[0006]步骤2硫磺微乳液制备:将硫代硫酸钠固体加入稀硫酸溶液中反应制得硫磺微乳液，加入的稀硫酸浓度50-100g/L。

　　[0007]步骤3硫钴化合物制备:将浓度为40%的水合肼添加至溶液A中，静置待其反应2-3小时，得到溶液B;之后将溶液B加入步骤二制备的硫磺微乳液溶液中，搅拌反应I小时，得到含有不溶物的溶液C;对含有不溶物的溶液C过滤后得到滤渣D，用清水对滤渣D进行洗涤。

　　[0008]步骤4调整pH值:将含低镍的硫酸钴溶液升温至85-100摄氏度之间，用碳酸钠、氢氧化钠或碳酸铵调节PH，使加热后溶液的pH值达到5.0-6.0之间;操作完毕后得到溶液E。

　　[0009]步骤5除镍:将滤渣D加入溶液E中，搅拌反应1-2小时后过滤;所述滤渣D的加入量为溶液E中镍含量的50-100倍。

　　[0010]所述方法也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。

　　[0011]本发明的有益效果在于:适用于硫酸钴溶液中镍的分离，采用水合肼还原钴的碱溶液的同时，加入硫磺微乳液反应制得除镍试剂，将除镍试剂加入低含量镍的硫酸钴溶液中，反应一段时间完成除镍过程，该方法可高效处理镍含量较低的硫酸钴溶液同时也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。相对于现有技术该方法操作简单可行，环境污染小，成本低，钴回收率高。

　　【具体实施方式】

　　[0012]以下结合具体实施例对本发明做进一步说明。

　　[0013]实施例1。

　　[0014]—种硫酸钴溶液除镍的方法，所述方法包括如下步骤。

　　[0015]步骤I调碱:将硫酸钴溶液中加入氢氧化钠固体，加入过程附带匀速搅拌，并加热至80摄氏度;所需氢氧化钠的质量为溶液中钴含量的3倍;操作完毕后得到溶液A。

　　[0016]步骤2硫磺微乳液制备:将硫代硫酸钠固体加入稀硫酸溶液中反应制得硫磺微乳液，加入的稀硫酸浓度50g/L。

　　[0017]步骤3硫钴化合物制备:将浓度为40%的水合肼添加至溶液A中，静置待其反应2小时，得到溶液B ；之后将溶液B加入步骤二制备的硫磺微乳液溶液中，搅拌反应I小时，得到含有不溶物的溶液C;对含有不溶物的溶液C过滤后得到滤渣D，用清水对滤渣D进行洗涤。

　　[0018]步骤4调整pH值:将含低镍的硫酸钴溶液升温至85摄氏度，用碳酸钠、氢氧化钠或碳酸铵调节pH，使加热后溶液的pH值达到5.0;操作完毕后得到溶液E。

　　[0019]步骤5除镍:将滤渣D加入溶液E中，搅拌反应I小时后过滤;所述滤渣D的加入量为溶液E中镍含量的50倍。

　　[0020]所述方法也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。

　　[0021]实施例2。

　　[0022]—种硫酸钴溶液除镍的方法，所述方法包括如下步骤。

　　[0023]步骤I调碱:将硫酸钴溶液中加入氢氧化钠固体，加入过程附带匀速搅拌，并加热至80摄氏度;所需氢氧化钠的质量为溶液中钴含量的4倍;操作完毕后得到溶液A。

　　[0024]步骤2硫磺微乳液制备:将硫代硫酸钠固体加入稀硫酸溶液中反应制得硫磺微乳液，加入的稀硫酸浓度80g/L。

　　[0025]步骤3硫钴化合物制备:将浓度为40%的水合肼添加至溶液A中，静置待其反应2.5小时，得到溶液B;之后将溶液B加入步骤二制备的硫磺微乳液溶液中，搅拌反应I小时，得到含有不溶物的溶液C;对含有不溶物的溶液C过滤后得到滤渣D，用清水对滤渣D进行洗涤。

　　[0026]步骤4调整pH值:将含低镍的硫酸钴溶液升温至90摄氏度，用碳酸钠、氢氧化钠或碳酸铵调节pH，使加热后溶液的pH值达到5.5;操作完毕后得到溶液E。

　　[0027]步骤5除镍:将滤渣D加入溶液E中，搅拌反应1.5小时后过滤;所述滤渣D的加入量为溶液E中镍含量的50-100倍。

　　[0028]所述方法也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。

　　[0029]实施例3。

　　[0030]一种硫酸钴溶液除镍的方法，所述方法包括如下步骤。

　　[0031]步骤I调碱:将硫酸钴溶液中加入氢氧化钠固体，加入过程附带匀速搅拌，并加热至80摄氏度;所需氢氧化钠的质量为溶液中钴含量的5倍;操作完毕后得到溶液A。

　　[0032]步骤2硫磺微乳液制备:将硫代硫酸钠固体加入稀硫酸溶液中反应制得硫磺微乳液，加入的稀硫酸浓度100g/L。

　　[0033]步骤3硫钴化合物制备:将浓度为40%的水合肼添加至溶液A中，静置待其反应3小时，得到溶液B ；之后将溶液B加入步骤二制备的硫磺微乳液溶液中，搅拌反应I小时，得到含有不溶物的溶液C;对含有不溶物的溶液C过滤后得到滤渣D，用清水对滤渣D进行洗涤。

　　[0034]步骤4调整pH值:将含低镍的硫酸钴溶液升温至100摄氏度，用碳酸钠、氢氧化钠或碳酸铵调节pH，使加热后溶液的pH值达到6.0;操作完毕后得到溶液E。

　　[0035]步骤5除镍:将滤渣D加入溶液E中，搅拌反应2小时后过滤;所述滤渣D的加入量为溶液E中镍含量的100倍。

　　[0036]所述方法也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。

　　【主权项】

　　1.一种硫酸钴溶液除镍的方法，所述方法包括如下步骤: 步骤I调碱: 将硫酸钴溶液中加入氢氧化钠固体，加入过程附带匀速搅拌，并加热至80摄氏度;所需氢氧化钠的质量为溶液中钴含量的3-5倍;操作完毕后得到溶液A ； 步骤2硫磺微乳液制备: 将硫代硫酸钠固体加入稀硫酸溶液中反应制得硫磺微乳液，加入的稀硫酸浓度50-100g/L; 步骤3硫钴化合物制备: 将浓度为40%的水合肼添加至溶液A中，静置待其反应2-3小时，得到溶液B;之后将溶液B加入步骤二制备的硫磺微乳液溶液中，搅拌反应I小时，得到含有不溶物的溶液C ；对含有不溶物的溶液C过滤后得到滤渣D，用清水对滤渣D进行洗涤； 步骤4调整pH值: 将含低镍的硫酸钴溶液升温至85-100摄氏度之间，用碳酸钠、氢氧化钠或碳酸铵调节pH，使加热后的溶液的pH值达到5.0-6.0之间；操作完毕后得到溶液E; 步骤5除镍: 将滤渣D加入溶液E中，搅拌反应1-2小时后过滤即可;所述滤渣D的加入量为溶液E中镍含量的50-100倍。2.根据权利要求1所述的一种硫酸钴溶液除镍的方法，其特征在于:所述低硫酸钴溶液中除镍的方法也适用于氯化钴、硝酸钴等含钴体系的低含量镍分离。

　　【文档编号】C22B23/00GK105838884SQ201610252643

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月21日

　　【发明人】张恩玉, 易超, 程亮, 鲁兴武, 杨刚, 曹桂银, 李守荣, 韩晓龙, 马琳亭, 李彦龙, 陈博, 陈一博, 马爱军, 邵传兵, 李俞良

　　【申请人】西北矿冶研究院

　　一种废scr催化剂的综合回收利用方法

　　【专利摘要】本发明属于资源回收再利用技术领域，公开了一种废SCR催化剂的综合回收利用方法。所述方法为：将废SCR催化剂进行机械粉碎，然后加入H2SO4溶液中，在微波作用下浸出钒，经固液分离得到酸浸液和浸出渣；浸出渣送入氨水溶液中，在微波作用下浸出钨，固液分离后得到含钨酸铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗TiO2；酸浸液采用5,8?二乙基?7?羟基?6?十二烷基肟和三辛胺萃取钒，然后用氢氧化钠溶液进行反萃；反萃液调pH至8～10加氯化铵沉钒，得到偏钒酸铵产品。本发明方法钒、钨的回收率高，浸出时间短，偏钒酸铵产品的纯度高，且工艺流程简单，设备成本低、能耗小，适宜工业应用。

　　【专利说明】

　　一种废SCR催化剂的综合回收利用方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于资源回收再利用技术领域，具体涉及一种废SCR催化剂的综合回收利 用方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 2014年8月，国家环保部先后发布了《关于加强废烟气脱硝催化剂监管工作的通 知》、《废烟气脱硝催化剂危险废物经营许可证审查指南》，明确将废烟气脱硝催化剂(钒钛 系)纳入危险废物进行管理，同时，国家对危险废物有着非常严格的管理规范。废SCR催化剂 的回收处理必须按照危险废物进行，避免对环境造成二次污染。因此，废SCR催化剂的回收 利用就显得尤为重要，不仅可以达到对危险废物合理处置的目的，而且实现了对废SCR催化 剂的资源化利用。废SCR催化剂中含有钒、钨、钛等重要的金属资源，据统计，国内废SCR催化 剂的产生量从2018年开始将连续稳定在3.8万t/a，到2025年，其累计总量将达到82.86万t， 将废SCR催化剂资源化利用将会带来巨大的市场效益。因此，废SCR催化剂的回收利用具有 重要的经济效益、环境效益和社会效益。

　　[0003] SCR催化剂中钒的含量较低，一般在1%左右，有些甚至低于0.4%，同时钒属于有 毒金属，必须进行合理的回收，若钒的浸出或提取不完全，不仅是资源浪费，而且会成为危 害环境的隐患。因此，废SCR催化剂的综合回收和工业化，必须首先保证钒的高效浸出或提 取，并尽可能缩短浸出工艺、降低回收成本。

　　[0004] 目前，针对废SCR催化剂的回收工艺众多，根据浸出工艺的不同，可以分为干湿结 合法和湿法两类。

　　[0005] 干湿结合工艺将干法与湿法结合起来，如CN 101921916 A--一种废弃SCR催化 剂回收利用的方法，是将预处理后的废烟气脱硝催化剂与碳酸铵混合后高温焙烧，焙烧料 投入热水中搅拌浸出，浸出渣经水洗、焙烧后得到产品二氧化钛，浸出液加入氯化铵沉钒， 沉钒后的浸出液加氯化钙沉钨钼，最终得到五氧化二钒、三氧化钨、三氧化钼成品。李化全 (李化全，郭传华.废弃脱硝催化剂中有价元素钛钒钨的综合利用研究.无机盐工业.2014 (05) :52-4)在500°C条件下将废SCR催化剂与氢氧化钠一起煅烧，然后用去离子水浸出钒和 钨，V和W的浸出率分别为97.63%、95.15%。但是，为了将废SCR催化剂中的金属氧化物完全 转化为水溶性的金属盐，废SCR催化剂必须在高温条件下与钠盐(或者氢氧化钠)进行煅烧， 煅烧温度一般在500~1000°C，耗能极大，且煅烧过程中产生的粉尘对环境危害极大。

　　[0006] 湿法工艺主要是依据湿法冶金原理，可分为碱浸工艺和酸浸工艺两种。碱浸工艺 如CN 102936039 A-一从废烟气脱硝催化剂中回收金属氧化物的方法，是将SCR废催化剂 经预处理后，在高温高压条件下采用工业液碱浸出，浸出渣回收得到产品二氧化钛，浸取液 加入盐酸调pH除杂，加入氯化钙沉淀钒钨，然后采用盐酸溶液溶解钒与钨分离，经一系列处 理后分别得到产品仲钨酸铵和偏钒酸铵。但是，碱浸工艺中钒、钨一起进入浸出液，目前缺 少高效的钒钨分离工艺，采用传统的沉淀分离法存在回收率低、得到产品纯度低等问题，而 且高压高温浸出对回收设备要求高，能耗大。

　　[0007] 酸浸工艺，如CN 104384167 A--一种废弃钛基钒系SCR催化剂的综合回收利用 方法，是将废SCR催化剂破碎后，酸浸提钒，采用P204萃取浸出液中的钒得到产品偏钒酸铵， 提钒产生的浸出渣洗涤后与纯碱焙烧，焙烧料水浸后调节合适的PH，采用弱碱性阴离子吸 附钨，最终得到产品仲钨酸铵。酸浸工艺可以在浸出过程分离钒、钨，但是，该工艺采用焙 烧一离子交换法回收钨，焙烧过程耗能极大，增加了生产成本。

　　【发明内容】

　　[0008] 为了解决以上现有技术的缺点和不足之处，本发明的目的在于提供一种废SCR催 化剂的综合回收利用方法。该方法采用微波酸浸一一组合萃取剂提取从废SCR催化剂中回 收钒，钒可以被完全浸出和提取，且得到的产品偏钒酸铵纯度高;采用氨溶法从浸出渣中回 收大部分的钨。该回收工艺具有工艺流程简单、设备能耗低、回收率高的优点。

　　[0009] 本发明目的通过以下技术方案实现：

　　[0010] -种废SCR催化剂的综合回收利用方法，包括以下步骤：

　　[0011] (1)对废SCR催化剂进行机械粉碎至粒径小于20目；

　　[0012] ⑵将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度为5~1011的賊〇4溶液中，在微波作用下浸出 钒，经固液分离得到酸浸液和浸出渣；

　　[0013] (3)浸出渣送入质量浓度为5%~25 %的氨水溶液中，在微波作用下浸出钨，固液 分离后得到含仲钨酸铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti〇2;

　　[0014] (4)酸浸液加酸调pH至4~10,采用5,8-二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双 组份为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，然后采用氢氧化钠溶液进行反萃；

　　[0015] (5)反萃液加酸调pH至8~10,然后加氯化铵沉钒，过滤即得到偏钒酸铵产品。

　　[0016] 上述综合回收利用方法的工艺流程图如图1所示。

　　[0017] 在上述的废SCR催化剂的综合回收利用方法中：所述的废SCR催化剂为钒钛基烟气 脱硝催化剂。

　　[0018] 在上述的废SCR催化剂的综合回收利用方法中：还包括采用1~5mol/L NaCl溶液 洗涤反萃后的有机相，再生后的萃取剂重复使用的步骤。

　　[0019] 优选的，步骤(2)中所述微波作用下浸出钒的条件为:浸取温度100~200°C，浸取 时间1~6h，浸出液固比1:1~20:1，微波功率600~1200W。

　　[0020] 优选的，步骤(3)中所述微波作用下浸出钨的条件为:浸取温度60~KKTC，微波功 率600~1200W，浸取时间2~6h，浸取液固比1:1~10:1。

　　[0021]优选的，步骤(4)所述萃取剂中5,8_二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体 积比为1:1，稀释剂为煤油，煤油体积占比为50%~90%。

　　[0022] 优选的，步骤(4)中所述萃取过程的相比为1:1~1:3,萃取级数为1~5。

　　[0023] 优选的，步骤(4)中所述氢氧化钠溶液的浓度为1~10mol/L。

　　[0024] 优选的，步骤(4)中所述反萃过程的相比为1:1~1:5,反萃取级数为1~3。

　　[0025] 相对于现有技术，本发明具有如下优点及有益效果：

　　[0026] (1)本发明所述一种废SCR催化剂的综合回收利用方法采用微波辅助酸浸及氨浸 工艺，提高了钒、妈的浸出率，浸出时间短，能耗低；

　　[0027] (2)本发明所述一种废SCR催化剂的综合回收利用方法采用5,8_二乙基-7-羟基- 6-十二烷基肟、三辛胺的组合萃取剂，从酸浸液中萃钒，对钒的萃取选择性强、萃取率高，实 现钒的高效提纯分离，保证了最终偏钒酸铵产品的纯度；

　　[0028] (3)本发明所述一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，采用氨溶法从浸出渣中回 收钨，缩短了回收工艺;工艺流程简单，设备成本低、能耗小;在高效回收废SCR催化剂的基 础上降低回收成本，适合工业应用。

　　【附图说明】

　　[0029] 图1是本发明所述废SCR催化剂的综合回收利用方法的工艺流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0030] 下面结合实施例对本发明作进一步详细的描述，但本发明的实施方式不限于此。

　　[0031] 实施例1

　　[0032]对废SCR催化剂进行机械粉碎，至通过20目筛;将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度 为611的賊〇4溶液中，在温度100°C条件下进行微波浸出，微波功率1200W，液固比1:1，浸出时 间6h;经固液分离得到酸浸液和浸出渣，浸出渣送入浓度为25 %的氨水溶液中，在温度100 °C条件下进行微波浸出，微波功率1200W，液固比1:2,浸出时间6h;固液分离后得到含仲钨 酸铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti02;酸浸液加酸调pH至10,采用 5，8-二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双组份为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，其中5，8- 二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体积比为1:1，稀释剂煤油的体积占比为50%，萃 取过程相比为1:1，萃取级数为3;然后采用5mol/L氢氧化钠溶液对有机相进行反萃，反萃过 程中相比为1:1，反萃级数为3;往反萃液中加酸调节pH至10,再加过量氯化铵，沉淀结晶后 过滤得到偏钒酸铵产品；反萃后的有机相采用5mol/L NaCl溶液洗涤再生，再生后的萃取剂 可重复使用。

　　[0033]采用本实施例的综合回收利用方法回收废SCR催化剂的结果如表1所示：

　　[0034]表1.废SCR催化剂回收成果

　　[0035]

　　[0036] 实施例2

　　[0037]对废SCR催化剂进行机械粉碎，至通过20目筛;将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度 为101的秘〇4溶液中，在温度200°C条件下进行微波浸出，微波功率600W，液固比10:1，浸出 时间5h;经固液分离得到酸浸液和浸出渣，浸出渣送入浓度为10 %的氨水溶液中，在温度60 °C条件下进行微波浸出，微波功率600W，液固比10:1，浸出时间2h;固液分离后得到含仲钨 酸铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti02;酸浸液加酸调pH至4,采用5， 8-二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双组份为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，其中5，8-二 乙基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体积比为1:1，稀释剂煤油的体积占比为60%，萃取 过程相比为1: 3，萃取级数为5;然后采用10mol/L氢氧化钠溶液对有机相进行反萃，反萃过 程中相比为1:5,反萃级数为1;往反萃液中加酸调节pH至8,再加过量氯化铵，沉淀结晶后过 滤得到偏钒酸铵产品；反萃后的有机相采用lmol/L NaCl溶液洗涤再生，再生后的萃取剂可 重复使用。

　　[0038]采用本实施例的综合回收利用方法回收废SCR催化剂的结果如表2所示：

　　[0039]表2.废SCR催化剂回收成果 [0040]

　　[0041 ] 实施例3

　　[0042]对废SCR催化剂进行机械粉碎，至通过20目筛;将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度 为511的賊〇4溶液中，在温度110°C条件下进行微波浸出，微波功率800W，液固比20:1，浸出时 间4h;经固液分离得到酸浸液和浸出渣，浸出渣送入浓度为25%的氨水溶液中，在温度90°C 条件下进行微波浸出，微波功率600W，液固比5:1，浸出时间2h;固液分离后得到含仲钨酸铵 的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti02;酸浸液加酸调pH至7,采用5,8_二 乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双组份为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，其中5，8-二乙 基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体积比为1:1，稀释剂煤油的体积占比为80%，萃取过 程相比为1: 2，萃取级数为3;然后采用lmol/L氢氧化钠溶液对有机相进行反萃，反萃过程中 相比为1:3,反萃级数为2;往反萃液中加酸调节pH至8,再加过量氯化铵，沉淀结晶后过滤得 到偏钒酸铵产品；反萃后的有机相采用3mol/L NaCl溶液洗涤再生，再生后的萃取剂可重复 使用。

　　[0043] 采用本实施例的综合回收利用方法回收废SCR催化剂的结果如表3所示：

　　[0044] 表3.废SCR催化剂回收成果

　　[0045]

　　[0046] 实施例4

　　[0047] 对废SCR催化剂进行机械粉碎，至通过20目筛;将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度 为711的秘〇4溶液中，在温度180°C条件下进行微波浸出，微波功率1200W，液固比20:1，浸出 时间4h;经固液分离得到酸浸液和浸出渣，浸出渣送入浓度为25 %的氨水溶液中，在温度60 °C条件下进行微波浸出，微波功率600W，液固比5:1，浸出时间6h;固液分离后得到含仲钨酸 铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti02;酸浸液加酸调pH至5,采用5,8_ 二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双组份为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，其中5，8-二乙 基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体积比为1:1，稀释剂煤油的体积占比为90%，萃取过 程相比为1:3，萃取级数为5;然后采用8mol/L氢氧化钠溶液对有机相进行反萃，反萃过程中 相比为1:5,反萃级数为3;往反萃液中加酸调节pH至9,再加过量氯化铵，沉淀结晶后过滤得 到偏钒酸铵产品；反萃后的有机相采用5mol/L NaCl溶液洗涤再生，再生后的萃取剂可重复 使用。

　　[0048] 采用本实施例的综合回收利用方法回收废SCR催化剂的结果如表4所示：

　　[0049] 表4.废SCR催化剂回收成果

　　[0050]

　　[0052]上述实施例为本发明较佳的实施方式，但本发明的实施方式并不受上述实施例的 限制，其它的任何未背离本发明的精神实质与原理下所作的改变、修饰、替代、组合、简化， 均应为等效的置换方式，都包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1. 一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于包括以下步骤： (1) 对废SCR催化剂进行机械粉碎至粒径小于20目； (2) 将粉碎后的废SCR催化剂送入浓度为5~1 Oi^^H2S〇4溶液中，在微波作用下浸出钒， 经固液分离得到酸浸液和浸出渣； (3) 浸出渣送入质量浓度为5 %~25 %的氨水溶液中，在微波作用下浸出钨，固液分离 后得到含仲钨酸铵的浸出液，蒸发结晶即可得到仲钨酸铵，滤渣即为粗Ti〇2; (4) 酸浸液加酸调pH至4~10,采用5，8_二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟、三辛胺双组份 为萃取剂，萃取酸浸液中的钒，然后采用氢氧化钠溶液进行反萃； (5) 反萃液加酸调pH至8~10,然后加氯化铵沉钒，过滤即得到偏钒酸铵产品。2. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:所述的 废SCR催化剂为钒钛基烟气脱硝催化剂。3. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:所述方 法还包括采用1~5mol/L NaCl溶液洗涤反萃后的有机相，再生后的萃取剂重复使用的步 骤。4. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于步骤(2) 中所述微波作用下浸出钒的条件为:浸取温度100~200°C，浸取时间1~6h，浸出液固比（1 ~20): 1，微波功率600~1200W。5. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于步骤(3) 中所述微波作用下浸出钨的条件为:浸取温度60~100 °C，微波功率600~1200W，浸取时间2 ~6h，浸取液固比（1~10):1。6. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:步骤(4) 所述萃取剂中5,8_二乙基-7-羟基-6-十二烷基肟和三辛胺的体积比为1:1，萃取剂采用煤 油为稀释剂，煤油体积占比为50 %~90 %。7. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:步骤(4) 中所述萃取过程的相比为1:1~1:3,萃取级数为1~5。8. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:步骤(4) 中所述氢氧化钠溶液的浓度为1~1 〇mo 1 /L。9. 根据权利要求1所述的一种废SCR催化剂的综合回收利用方法，其特征在于:步骤(4) 中所述反萃过程的相比为1:1~1:5,反萃取级数为1~3。

　　【文档编号】C22B34/36GK105838885SQ201610290164

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月4日

　　【发明人】夏启斌, 张琛, 杨晓博, 吴凡, 范美玲

　　【申请人】华南理工大学, 江苏肯创催化剂再生技术有限公司

　　从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法

　　【专利摘要】一种从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，按以下步骤进行：（1）湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水脱除杂质和选矿药剂后过滤；（2）加入工业氢氧化镁搅拌；（3）采用有机相对浆液进行两级逆流萃取；（4）采用稀酸溶液对负载有机相进行两级逆流洗涤；（5）采用废电解液对水洗有机相进行反萃；（6）将反萃液脱油。本发明有效提高洗涤效率，降低杂质镉的夹带传递，降低有机相在水相出口的损失；并通过硅油滤纸为介质的压滤机过滤，稳定产出油含量低于0.5ppm的反萃液，对稳定电解生产具有重要意义。

　　【专利说明】

　　从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于湿法冶金技术领域，特别涉及一种从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]湿法炼锌过程中的综合回收对提高企业经济效益具有重要意义，同时也有利于资源利用率和环境保护；如对于硫化锌精矿焙烧-浸出-电积工艺过程中产出的铅银渣，即可采用选矿法得到银精矿以回收银和铅;但对于铅银渣中所含的锌，目前还无经济有效的方法进行回收

　　已经公开报道的从含锌固体物料中回收锌的方法有氨浸-电积工艺(CN200810045082.6 和 CN201410188406.7)、碱浸-电积工艺(CN200710099413.X)、酸浸-硫化物沉淀工艺(CN201110446312.1)以及硫酸体系浸出/水洗-萃取-电积锌工艺。相对而言，采用硫酸体系萃取回收锌，并进而制得电锌工艺的工艺更有利于工业实践。

　　[0003]基于酸性磷型萃取剂的萃取工艺也可直接用于含锌溶液的处理，如专利CN101041520A、CN 1837380A和CN 201310666140;但萃取-电积回收锌时的工业实践中存在的主要困难有:1、锌的萃取率或传递效率不高；2、杂质(以镉为代表)分离困难(CN 1237642A和CN98112497.6) ;3、有机相在萃余液和反萃液中的损失大，并且进入反萃液的有机相会严重影响电积锌的电流效率和电锌质量。

　　[0004]鉴于铅银渣中所含的锌大量为水溶锌，选矿提锌过程同时也起到了洗渣过程；因此，从铅银渣的选矿尾矿水中萃取回收锌可减少搅拌槽、压滤机等设备的投资，较之铅银渣单独浸出/水洗-压滤-萃取工艺更为合理;但对含锌尾矿水采用萃取-电积方法处理时同样存在上述的三个难题，即锌萃取率(传递效率)低，杂质如镉与锌分离困难，萃取液/反萃液中有机损失大的问题。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明的目的是针对上述问题提供一种从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，在脱除选矿药剂的尾矿水中加入氢氧化镁，对锌离子进行部分中和沉淀，然后进行萃取、洗涤，在提高萃取效率的同时，达到操作稳定的效果。

　　[0006]本发明的方法按以下步骤进行:

　　1、向湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中加入石灰脱除杂质，再加入活性炭脱除选矿药剂，然后过滤脱除活性炭颗粒，获得滤液;滤液的PH值5?6，含锌20?30g/L，含镉I?1.5g/L，杂质Fe、As、Sb和残留选矿药剂的含量均< lmg/L；

　　2、将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌至少30min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg,制成浆液；

　　3、采用有机相对浆液进行两级逆流萃取，获得萃余液和负载有机相;所述的有机相为磺化煤油稀释的P204，其中P204的体积百分比为30?40%;有机相与浆液的体积流量比为(1.1-1.2):1;

　　4、采用稀酸溶液对负载有机相进行两级逆流洗涤，获得洗涤液和水洗有机相;所述的稀酸溶液含硫酸4?6g/L且含磺基水杨酸钠0.5?2g/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为(8?10):1;

　　5、采用废电解液对水洗有机相进行反萃，获得反萃液和空白有机相;所述的废电解液为锌电解沉积的废电解液，含锌50?55g/L，含硫酸145?150g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比在(4?5):1;

　　6、将反萃液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油；脱油后的反萃液中含油量<0.5mg/L，完成回收锌。

　　[0007]上述方法中，锌的回收率为93?95%。

　　[0008]上述方法中，反萃液中含油20?25mg/L，脱油后的反萃液送电积工序生产电锌，电积工序产生的电积废电解液用于在步骤5中进行反萃。

　　[0009]上述方法中，萃余液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油；脱油后的萃余液中含油量< 0.5mg/L;脱油后的萃余液加入轻烧镁中和沉淀后过滤，轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入6.5-7.0kg，中和沉淀时间至少30min，获得滤液和高镉渣，高镉渣按重量百分比含镉18?20%。

　　[0010]上述方法中，步骤5获得的空白有机相返回步骤3作为有机相使用。

　　[0011]上述的高镉渣作为富集物后续回收镉和锌。

　　[0012]上述方法中，步骤5的反萃液含锌100?110g/L，含镉<5mg/L。

　　[0013]上述方法中，步骤3中锌的萃取率为93?95%。

　　[0014]上述方法中，各级混合室中乳液为不同类型，即油包水型(W/0)和水包油型(0/W);其中萃取第二级、洗涤第二级和反萃级为油包水型;萃取第一级和洗涤第一级为水包油型。

　　[0015]本发明的基本原理是:

　　(I)为了提高萃取时锌的萃取效率并保证锌镉的萃取分离，在脱除选矿药剂的尾矿水中加入不足量的氢氧化镁，对锌离子进行部分中和沉淀。在尾矿水的部分中和沉淀过程中，主要发生锌的沉淀及少量镉的附带水解沉淀;反应式为:；

　　Zn2++Mg(OH)2=Zn(OH)2 + Mg2+;

　　Cd2++Mg(OH)2=Cd(OH)2 + Mg2、

　　由于溶液中锌的含量远高于镉，并且Zn(OH)2的溶度积(pKsp=16.92)比Cd(0H)2(pKsp=13.55)低三个数量级，因此在尾矿水中的锌未沉淀完全时，沉淀物主要以锌为主；少量的镉沉淀主要由局部PH过高引起；

　　中和处理后的浆液直接作为料液使用进入萃取段，萃取过程的原理反应方程式如下， Ζη2++2(ΗΑ)2(0)=Ζη(ΗΑ2)2(0)+2Η+

　　Zn(OH)2+ 2(ΗΑ)2(0)=Ζη(ΗΑ2)2(0)+2Η20

　　即I)锌离子被有机相萃取，同时释放氢离子;2)氢氧化锌中的锌被萃取，此时无氢离子释放;经部分中和沉淀处理后，锌的萃取率得到有效提高，并且能保证溶液中有足够的游离酸度以抑制镉的萃取;进入负载有机相中的微量镉再通过硫酸和磺基水杨酸钠混合溶液络合洗涤的方法以深度去除，减低反萃级负载有机相中的镉含量；

　　2、根据不同目的控制萃取槽内混合室内乳液类型不同；对于萃取第一级和洗涤第一级，混合室采用水包油型乳液，降低杂质镉在有机相中的夹带传递;对于萃取第二级和反萃级，混合室采用油包水型乳液，降低有机相在萃余液出口以及反萃液出口的损失;对于洗涤第二级，混合室采用油包水型乳液，促进洗涤水相(稀酸溶液)与有机相的混合效率，以更有效地洗涤有机相中微量镉杂质；

　　3、对于反萃液除油，超声波处理和气浮处理可实现初步脱油，但其脱油效果无法达到电积的要求;传统活性炭吸附的主要缺点是活性炭消耗量大，且过滤时易发生细小炭颗粒的穿滤跑混;虽然经活性炭吸附后反萃液中油含量已降低至约lmg/L，但少量穿滤的活性炭又会将所吸附的油带至电解系统，造成电解烧板;硅胶滤纸的滤孔细小均匀，可防止细粒活性炭穿滤;而且其具有平衡能力适当的极性基团和非极性基团，易于被水润湿，能够促使微观含油液滴在滤纸纤维表面吸附、破乳、凝聚、长大，最后实现对油相即有机物组分的截留和水的选择性过滤要求。

　　[0016]本发明以铅银渣选矿尾矿水为处理对象来回收锌并副产高镉渣富集物，减少了单独洗渣工序，节省了搅拌槽和过滤机的设备投资;采用氢氧化镁部分中和的浆液直接萃取，可显著提高锌的萃取效率;通过锌/镉竞争萃取和硫酸+磺基水杨酸钠混合溶液络合洗涤，有效控制了负载有机相中杂质镉的含量;在萃取操作中根据不同目的选择性地控制混合室中的乳液类型，可有效提高洗涤效率，降低杂质镉的夹带传递，降低有机相在水相出口的损失;并通过娃油滤纸为介质的压滤机过滤，稳定产出油含量低于0.5mg/L的反萃液，对稳定电解生产具有重要意义。本发明所提供的方法有价成分回收率高，利于工业生产稳定操作。

　　【附图说明】

　　[0017]图1为本发明的湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法流程示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0018]本发明实施例中采用的工业氢氧化镁中MgO含量262%

　　本发明实施例中采用的轻烧镁中MgO含量之90%ο

　　[0019]本发明实施例中，活性炭吸附处理进行脱油时，活性炭的加入量按每立方米反萃液加入6?10kg，搅拌混合至少20min，反萃液和活性炭浆液用压滤机过滤，过滤介质为硅胶滤纸。

　　[0020]本发明实施例中，超声波处理时，采用XC-10CS-V型超声除油器，处理时间2.0h。

　　[0021]本发明实施例中，气浮处理时，采用压缩空气通过微孔管产生直径约30μπι的气泡进行除油，气浮除油时间为2.0h。

　　[0022]本发明实施例中采用的硅胶滤纸为市购产品。

　　[0023]本发明实施例中制备的电锌符合国家标准GBT 470-2008 Ζη99.95锌锭标准。

　　[0024]本发明实施例中两级逆流萃取的温度控制在15?25°C。

　　[0025]本发明实施例中两级逆流水洗的温度控制在15?25°C。

　　[0026]实施例1

　　1、向湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中加入石灰脱除杂质，再加入活性炭脱除选矿药剂，然后过滤脱除活性炭颗粒，获得滤液;滤液的PH值5，含锌20g/L，含镉lg/L，杂质Fe ,As、Sb和残留选矿药剂的含量均^ lmg/L； 2、将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌30min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg，制成浆液；

　　3、采用有机相对浆液进行两级逆流萃取，获得萃余液和负载有机相;所述的有机相为磺化煤油稀释的P204，其中P204的体积百分比为30%;有机相与浆液的体积流量比为1.1:1；萃余液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油;脱油后的萃余液中含油量< 0.5mg/L;脱油后的萃余液加入轻烧镁中和沉淀后过滤，轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入6.5kg，中和沉淀时间30min，获得滤液和高镉渣，高镉渣按重量百分比含镉20%;高镉渣作为富集物后续回收镉和锌;锌的萃取率为93%;

　　4、采用稀酸溶液对负载有机相进行两级逆流洗涤，获得洗涤液和水洗有机相;所述的稀酸溶液含硫酸4g/L且含磺基水杨酸钠0.5g/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为8:1;

　　5、采用废电解液对水洗有机相进行反萃，获得反萃液和空白有机相;所述的废电解液为锌电解沉积的废电解液，含锌55g/L，含硫酸150g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比4:1;反萃液含锌100 g/L，含镉< 5mg/L，含油20mg/L;

　　6、将反萃液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油；脱油后的反萃液中含油量< 0.5mg/L，完成回收锌;锌的回收率为93%;

　　脱油后的反萃液送电积工序生产电锌，电积工序产生的电积废电解液用于在步骤5中进行反萃;空白有机相返回步骤3作为有机相使用。

　　[0027]实施例2

　　方法同实施例1，不同点在于:

　　(1)滤液的pH值6，含锌30g/L，含镉I.5g/L;;

　　(2)将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌35min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg;

　　(3)有机相中P204的体积百分比为40%;有机相与浆液的体积流量比为1.2:1;轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入7.0kg，中和沉淀时间35min;高镉渣按重量百分比含镉19% ；锌的萃取率为94% ；

　　(4)稀酸溶液含硫酸6g/L且含磺基水杨酸钠lg/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为9:1 ；

　　(5 )废电解液含锌50g/L，含硫酸145g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比4.5:1;反萃液含锌110g/L，含镉< 5mg/L，含油22mg/L;

　　(6)锌的回收率为94%。

　　[0028]实施例3

　　方法同实施例1，不同点在于:

　　(1)滤液的pH值5，含锌25g/L，含镉1.3g/L;;

　　(2)将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌40min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg;

　　(3)有机相中P204的体积百分比为35%;有机相与浆液的体积流量比为1.2:1;轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入6.6kg，中和沉淀时间40min;高镉渣按重量百分比含镉19% ；锌的萃取率为95% ； (4)稀酸溶液含硫酸5g/L且含磺基水杨酸钠lg/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为10:1;

　　(5 )废电解液含锌52g/L，含硫酸146g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比5:1;反萃液含锌105g/L，含镉< 5mg/L，含油23mg/L;

　　(6)锌的回收率为95%。

　　[0029]实施例4

　　方法同实施例1，不同点在于:

　　(1)滤液的pH值6，含锌28g/L，含镉I.4g/L;;

　　(2)将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌35min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg;

　　(3)有机相中P204的体积百分比为35%;有机相与浆液的体积流量比为1.1:1;轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入6.8kg，中和沉淀时间35min;高镉渣按重量百分比含镉19% ；锌的萃取率为94% ；

　　(4)稀酸溶液含硫酸6g/L且含磺基水杨酸钠1.5g/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为9:1;

　　(5 )废电解液含锌53g/L，含硫酸148g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比4.5:1;反萃液含锌108g/L，含镉< 5mg/L，含油24mg/L;

　　(6)锌的回收率为94%。

　　[0030]实施例5

　　方法同实施例1，不同点在于:

　　(1)滤液的pH值6，含锌22g/L，含镉1.2g/L;;

　　(2)将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌40min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg;

　　(3)有机相中P204的体积百分比为40%;有机相与浆液的体积流量比为1.2:1;轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入7.0kg，中和沉淀时间40min;高镉渣按重量百分比含镉18% ；锌的萃取率为95% ；

　　(4)稀酸溶液含硫酸5g/L且含磺基水杨酸钠2g/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为10:1;

　　(5 )废电解液含锌54g/L，含硫酸147g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比5:1;反萃液含锌109g/L，含镉< 5mg/L，含油25mg/L;

　　(6)锌的回收率为95%。

　　【主权项】

　　1.一种从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于按以下步骤进行: (1)向湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中加入石灰脱除杂质，再加入活性炭脱除选矿药剂，然后过滤脱除活性炭颗粒，获得滤液;滤液的PH值5?6，含锌20?30g/L，含镉I?1.5g/L，杂质Fe、As、Sb和残留选矿药剂的含量均< lmg/L； (2)将工业氢氧化镁加入滤液中并搅拌至少30min，工业氢氧化镁的加入量按每立方米滤液中加入8?17kg,制成浆液； (3)采用有机相对浆液进行两级逆流萃取，获得萃余液和负载有机相;所述的有机相为磺化煤油稀释的P204，其中P204的体积百分比为30?40%;有机相与浆液的体积流量比为(1.1-1.2):1; (4)采用稀酸溶液对负载有机相进行两级逆流洗涤，获得洗涤液和水洗有机相;所述的稀酸溶液含硫酸4?6g/L且含磺基水杨酸钠0.5?2g/L;稀酸溶液与负载有机相的体积流量比为(8?10):1; (5)采用废电解液对水洗有机相进行反萃，获得反萃液和空白有机相;所述的废电解液为锌电解沉积的废电解液，含锌50?55g/L，含硫酸145?150g/L;水洗有机相和废电解液的流量体积比在(4?5):1; (6)将反萃液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油;脱油后的反萃液中含油量<0.5ppm，完成回收锌。2.根据权利要求1所述的从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于锌的回收率为93?95%。3.根据权利要求1所述的从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于所述的反萃液中含油20?25ppm，脱油后的反萃液送电积工序生产电锌，电积工序产生的电积废电解液用于在步骤(5)中进行反萃。4.根据权利要求1所述的从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于所述的萃余液依次采用超声波处理、气浮处理和活性炭吸附处理进行脱油;脱油后的萃余液中含油量< 0.5ppm；脱油后的萃余液加入轻烧镁中和沉淀后过滤，轻烧镁的加入量按每立方米脱油后的萃余液加入6.5?7.0kg，中和沉淀时间至少30min，获得滤液和高镉渣，高镉渣按重量百分比含镉18?20%。5.根据权利要求1所述的从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于步骤(5)获得的空白有机相返回步骤3作为有机相使用。6.根据权利要求1所述的从湿法炼锌的铅银渣选矿尾矿水中萃取回收锌的方法，其特征在于步骤(5)的反萃液含锌100?110g/L，含镉< 5mg/L0

　　【文档编号】C22B19/20GK105838886SQ201610359217

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月27日

　　【发明人】李龙, 畅永锋, 马永涛, 张国柱, 李连中, 姚凤霞, 符岩, 翟秀静, 刘玉芹, 刘晓伟, 邓宝贵, 李素霞

　　【申请人】赤峰中色锌业有限公司

　　防盗门冲压成型余料的回收设备的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了防盗门冲压成型余料的回收设备，包括炉外壳，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为精炼室，炉外壳上方设置有加料管，所述加料管贯穿炉外壳且与熔化室连通，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、第一排气管，其中，所述连接管连通熔化室和精炼室，所述排料管、进气管都连通外部空间和精炼室。本发明设置了精炼室，通过往精炼室中的铝液中通入混合气体，达到除去铝液中的氧化铝和氢气，提高了铝液的质量，有利于后续工艺，并且还设置有尾气净化装置，改善了工作环境。

　　【专利说明】

　　防盗门冲压成型余料的回收设备

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种冶金装置，具体涉及防盗门冲压成型余料的回收设备。

　　【背景技术】

　　[0002]门窗作为人们日常生活中经常接触到的物品，不仅起着遮风挡雨、隔热、隔声、采光、通风等作用，而且还是建筑造型的重要组成部分，它们的形状、尺寸、色彩、造型等对建筑物的整体造型都有很重要的影响。随着人们生活水平的提高，人们对门窗的需求量越来越大，对门窗的要求也越来越多样化。

　　[0003]铝合金门窗是门窗的一个重要分支，铝合金门窗是指采用铝合金挤压型材为框、梃、扇料制作的门窗。铝合金门窗因具有美观、密封、强度高等特点得到广泛的应用。铝合金门窗的型材和玻璃款式分为格条款式和花玻款式，其中，格条款式以铝材厚、款式沉稳为主要特色，花玻款式以铝材造型多样、款式活泼为主要特色，款式有花格、冰雕、浅雕、晶贝等。

　　[0004]铝合金门窗生产工艺流程中第一道工序就是下料，通过下料可以得到所需要的铝合金框料和扇料，然而，无论下料的装置有多精确和高端，都会产生很多废弃的边角料，对于一个工厂来说，这些废弃的边角料如果直接扔掉将造成巨量的损失，现在很多企业都选择想办法高效的回收这些废弃的边角料从而降低铝合金门窗的生产成本以达到提升自己产品竞争力的目的。

　　[0005]回收铝合金废料的第一步需要融化这些铝合金废料，所用的设备为熔化炉，熔化炉能很好地满足铝合金熔化工艺。但是，传统的熔化炉只拥有融化铝合金的功能，在熔化进料、预热、熔化和浇铸过程中铝合金会与空气中的氧气和氢气接触，使得到的铸件拥有气孔、夹杂、疏松等缺陷，直接影响铝合金铸件的物理性能、力学性能和使用性能，如果铝合金铸件质量低，无论后续的铸造工艺多么先进，最初存在于铝合金铸件中的缺陷仍会存在，难以消除。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明所要解决的技术问题针对传统熔化炉的缺点，提供防盗门冲压成型余料的回收设备，解决传统熔化炉在进料、预热、熔化和浇铸过程中铝合金工件或铝液接触空气而导致铝合金铸件质量低的问题。

　　[0007]本发明通过下述技术方案实现:防盗门冲压成型余料的回收设备，包括炉外壳，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为精炼室，炉外壳上方设置有加料管，所述加料管贯穿炉外壳且与熔化室连通，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、第一排气管，其中，所述连接管连通熔化室和精炼室，所述排料管、进气管都连通外部空间和精炼室。现有技术的熔化炉只拥有熔化铝合金工件的能力，熔化完成后进行浇铸，但是，在进料、预热、熔化和浇铸阶段铝合金工件或铝液会接触氧气而导致铝合金铸件质量低，即使后续工艺如何先进，最初产生的质量缺陷无法得到消除，根据传统熔化炉的缺陷，本装置设置了精炼室，通过向精炼室中通入氯气、一氧化碳和氮气的混合气体达到除去铝液中的氧化铝和氢气的目的。使用本发明时，首先首先开启电加热层，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度控制在200至300°，然后从加料管中倒入待熔化铝合金工件，当熔化室内堆积部分工件后，继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件逐渐熔化，熔炼一部分工件后，开启连接管，使熔化室中熔化完成的金属液流入精炼室中，将进气管连通混合气钢瓶，开启进气管和第一排气管，对熔化完成后的金属液通入混合气体，混合气体中的中的氯气能与氧化铝发生反应生成氧气和氯化铝，氧气和混合气体中的一氧化碳会生成二氧化碳，从而消除铝液中存在的氧化铝，混合气体中的氮气可以带出吸附于铝液中的氢气，另外，氯化铝在高温下回升华，被随混合气体一同排出，如上所述，混合气体可以带出精炼室中铝液中的氧化铝和氢气，达到净化铝液的作用，精炼过后，开启排料管进行浇铸成型。

　　[0008]进一步地，还包括尾气净化装置，所述第一排气管连通精炼室和尾气净化装置，所述尾气净化装置上连接有第二排气管，所述第二排气管连通尾气净化装置和外部空间。因为混合气体中有氯气，所以，部分没有反应的氯气会随着混合气体一起排出到大气中，恶化工作环境，对操作人员的健康造成损伤，对设备也会腐蚀。因此，将第一排气管连接到尾气净化装置中，尾气净化装置中盛有氢氧化钠溶液可以除去氯气，将第一排气管深入到氢氧化钠溶液中除去效果会更好，除去氯气后，将尾气通过第二排气管排入大气中。

　　[0009]进一步地，所述连接管位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管位于精炼室内部的一端设置有滤网。设置滤网可以防止未完全熔化的工件堵住连接管和排料管，导致无法连续地饶铸成型。

　　[0010]进一步地，所述连接管采用耐高温的绝热材料。连接管采用耐高温绝热材料的目的是确保金属液从熔化室中流出时不会因为外界空间的低温而导致热量散失。

　　[0011]进一步地，所述进气管在精炼室内部的一端靠近精炼室底部。这样设置进气管的目的在于可以将混合气体直接通入到铝液中，达到更好的除去铝液中的氧化铝和氢气的目的。

　　[0012]进一步地，所述炉外壳上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴，所述转动轴贯穿炉外壳至精炼室中，转动轴在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴底端连接有第二搅拌桨。通过搅拌可以更加快捷地熔化工件，提高熔化室的工作效率，精炼室中的第二搅拌桨可以使混合气体与铝液充分接触从而提高精炼效果。

　　[0013]进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。通过生产实践发现，搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，熔化室的工作效率最高，即连接转动轴的驱动装置能以最小的工作负荷对熔化室内的工件进行最均匀的搅拌。

　　[0014]进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的三分之二。通过生产实践发现，第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的三分之二时，精炼室内的搅拌效果最佳，因为精炼室并不需要非常剧烈的搅拌，其目的主要是为了使混合气体与铝液反应更充分。

　　[0015]进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴连接的部分为耐高温的绝热材料。这样设置的目的同样也是为了保护连接转动轴的驱动装置，使其不会因为转动轴传导的温度而产生损伤。

　　[0016]本发明与现有技术相比，具有如下的优点和有益效果: 1、本发明设置了精炼室，通过往精炼室中的铝液中通入混合气体，达到除去铝液中的氧化招和氣气，提尚了招液的质量，有利于后续工艺；

　　2、本发明采用双室设计，不需要在熔化完成后再将铝液转移至精炼炉中，简化了操作步骤，节省了热能和熔化时间；

　　3、本发明设计了尾气处理装置，能够有效除去氯气，避免其通入大气中对操作人员和机械设备造成损害；

　　4、本发明通过生产实践，发现当搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，驱动装置能以较小的工作负荷达到更好的搅拌，进一步提升了熔化室的工作效率。

　　【附图说明】

　　[0017]此处所说明的附图用来提供对本发明实施例的进一步理解，构成本申请的一部分，并不构成对本发明实施例的限定。在附图中:

　　图1为本发明半剖面的结构示意图。

　　[0018]附图中标记及对应的零部件名称:

　　1-炉外壳，2-炉内壳，3-电加热层，4-连接管，5-第一排气管，6-第二排气管，7-尾气净化装置，8-加料管，9-转动轴，10-进气管，11-排料管。

　　【具体实施方式】

　　[0019]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，下面结合实施例和附图，对本发明作进一步的详细说明，本发明的示意性实施方式及其说明仅用于解释本发明，并不作为对本发明的限定。

　　实施例

　　[0020]如图1所示，本发明为防盗门冲压成型余料的回收设备，包括炉外壳I，所述炉外壳I内侦U设置有炉内壳2，炉外壳I与炉内壳2之间设置有电加热层3，，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳2的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为精炼室，炉外壳I上方设置有加料管8，所述加料管8贯穿炉外壳I且与熔化室连通，炉外壳I的外侧设置有连接管4、排料管11、进气管1、第一排气管5，其中，所述连接管4连通熔化室和精炼室，所述排料管11、进气管10都连通外部空间和精炼室。进一步地，还包括尾气净化装置7，所述第一排气管5连通精炼室和尾气净化装置7，所述尾气净化装置7上连接有第二排气管6，所述第二排气管6连通尾气净化装置7和外部空间。进一步地，所述连接管4位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管11位于精炼室内部的一端设置有滤网。进一步地，所述连接管4采用耐尚温的绝热材料。进一步地，所述进气管10在精炼室内部的一端靠近精炼室底部。进一步地，所述炉外壳I上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴9，所述转动轴9贯穿炉外壳I至精炼室中，转动轴9在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴9底端连接有第二搅拌桨。进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴9连接的部分为耐高温的绝热材料。使用本装置时，首先开启电加热层3，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度升至200至300°，从加料管8中倒入铝合金工件，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，开启位于炉外壳I上方的电机，电机通过转动轴12带动第一搅拌桨和第二搅拌桨开始搅拌，之后继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件随着搅拌逐渐熔化，熔化一部分工件后，开启连接管4，铝液进入精炼室中并被第二搅拌桨搅动，开启进气管10，向铝液中通入混合气体，混合气体的比例为氮气:氯气:一氧化碳为8:1:1,混合气体与精炼室中的铝液反应，除去铝液中的氧化铝和氢气后，尾气通过第一排气管5进入到尾气净化装置7中，通过与氢氧化钠溶液反应除掉氯气后，再通过第二排气管6进入大气，之后开启排料管11对模具浇铸成件。

　　[0021]以上所述的【具体实施方式】，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的【具体实施方式】而已，并不用于限定本发明的保护范围，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.防盗门冲压成型余料的回收设备，包括炉外壳(I)，所述炉外壳(I)内侧设置有炉内壳(2)，炉外壳(I)与炉内壳(2)之间设置有电加热层(3)，其特征在于，炉内壳(2)内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳(2)的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为精炼室，炉外壳(I)上方设置有加料管(8)，所述加料管(8)贯穿炉外壳(I)且与熔化室连通，炉外壳(I)的外侧设置有连接管(4)、排料管(11)、进气管(10)、第一排气管(5)，其中，所述连接管(4)连通熔化室和精炼室，所述排料管(11)、进气管(10)都连通外部空间和精炼室。2.根据权利要求1所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，还包括尾气净化装置(7)，所述第一排气管(5)连通精炼室和尾气净化装置(7)，所述尾气净化装置(7)上连接有第二排气管(6)，所述第二排气管(6)连通尾气净化装置(7)和外部空间。3.根据权利要求1所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述连接管(4)位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管(11)位于精炼室内部的一端设置有滤网。4.根据权利要求1所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述连接管(4)采用耐高温的绝热材料。5.根据权利要求1所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述进气管(1 )在精炼室内部的一端靠近精炼室底部。6.根据权利要求1所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述炉外壳(I)上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴(9)，所述转动轴(9)贯穿炉外壳(I)至精炼室中，转动轴(9)在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴(9)底端连接有第二搅拌桨。7.根据权利要求6所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。8.根据权利要求6所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的三分之二。9.根据权利要求6所述的防盗门冲压成型余料的回收设备，其特征在于，所述驱动装置的输出端与转动轴(9)连接的部分为耐高温的绝热材料。

　　【文档编号】C22B21/06GK105838887SQ201610399986

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月8日

　　【发明人】许光

　　【申请人】成都森邦世纪木业有限公司

　　基于防盗门冲压成型余料的再生系统的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了基于防盗门冲压成型余料的再生系统，包括炉外壳、炉内壳、电加热层和加料口，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为熔化室和静置室，还包括铸件箱，所述铸件箱外侧连接有排气管，所述排气管连通外部空间和铸件箱内部，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、输气管、输送管，输送管内设置有输送轴，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。本发明设计了熔化室结构，一体化了预热室、熔化室和静置室，节省了熔化时间和热能，提高了生产效率，还设置了静置室，通入保护气，在进料、熔化、静置和浇铸阶段都避免了工件与空气接触，提高了铸件质量。

　　【专利说明】

　　基于防盗门冲压成型余料的再生系统

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种冶金装置，具体涉及基于防盗门冲压成型余料的再生系统。

　　【背景技术】

　　[0002]门窗作为人们日常生活中经常接触到的物品，不仅起着遮风挡雨、隔热、隔声、采光、通风等作用，而且还是建筑造型的重要组成部分，它们的形状、尺寸、色彩、造型等对建筑物的整体造型都有很重要的影响。随着人们生活水平的提高，人们对门窗的需求量越来越大，对门窗的要求也越来越多样化。

　　[0003]铝合金门窗是门窗的一个重要分支，铝合金门窗是指采用铝合金挤压型材为框、梃、扇料制作的门窗。铝合金门窗因具有美观、密封、强度高等特点得到广泛的应用。铝合金门窗的型材和玻璃款式分为格条款式和花玻款式，其中，格条款式以铝材厚、款式沉稳为主要特色，花玻款式以铝材造型多样、款式活泼为主要特色，款式有花格、冰雕、浅雕、晶贝等。

　　[0004]铝合金门窗生产工艺流程中第一道工序就是下料，通过下料可以得到所需要的铝合金框料和扇料，然而，无论下料的装置有多精确和高端，都会产生很多废弃的边角料，对于一个工厂来说，这些废弃的边角料如果直接扔掉将造成巨量的损失，现在很多企业都选择想办法高效的回收这些废弃的边角料从而降低铝合金门窗的生产成本以达到提升自己产品竞争力的目的。

　　[0005]回收铝合金废料的第一步需要融化这些铝合金废料，所用的设备为熔化炉，熔化炉能很好地满足铝合金熔化工艺。但是，传统的熔化炉在预热金属时都采用单独设置预热炉进行预热，预热完成后再将预热后的工件取出并加入至熔化炉中，熔化完成后，需要将熔化炉中的金属液体转移至额外设置的静置炉中进行精练，这样做不仅增加了操作人员的工作量，而且也增加热能消耗，使得生产效率低。另外，在进料、熔化、静置和浇铸过程中不能做到较好的隔绝空气，金属液尤其是铝液易被空气中的氧气氧化，与空气中的水接触会使得形成的铸件加工面上产生严重的针孔，严重降低铸件的质量。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明所要解决的技术问题针对传统熔化炉的缺点，提供基于防盗门冲压成型余料的再生系统，解决传统熔化炉需要额外设置预热炉和静置炉所导致能耗大、增加操作人员工作量以及传统熔化炉在进料、熔化、静置、浇铸阶段工件与空气接触所导致的铸件质量低的问题。

　　[0007]本发明通过下述技术方案实现:基于防盗门冲压成型余料的再生系统，包括炉外壳和加料口，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，还包括铸件箱，所述铸件箱外侧连接有排气管，所述排气管连通外部空间和铸件箱内部，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、输气管和输送管，其中，所述连接管连通熔化室和静置室，所述排料管连通铸件箱和静置室，所述进气管连通外部空间、熔化室和静置室，所述输气管连通静置室和铸件箱，所述输送管贯穿炉外壳侧面至熔化室中，输送管一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管外侧上方连接加料口，所述加料口连通外部空间和输送管内部，输送管内设置有输送轴，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。现有技术为了解决待熔化工件预热和熔化完成后的精练问题，一般专门设置预热炉和静置炉，预热炉和静置炉都需要单独加热，浪费能源，并且从预热炉中将预热好的工件取出后，由于工件是金属，会以较快的速度散热，传统方法需要操作人员从预热炉中取出工件并将工件放入熔化炉，以及将熔化室中的金属液转移至静置室中，增加了操作人员的工作量，增加了工艺时间；另一方面，在生产过程中，在熔化金属尤其是铝合金时存在严重的问题，即铝液会吸收氢气，导致铸件加工面上产生针孔从而降低产品的质量，铝液中的氢气主要来源是铝液与水汽的反应，生产中虽然使用的任何工具都会烘干，但对于铝液来说仍然是潮湿的，还会使其吸附氢;空气中存在的氧气会使金属液氧化，不利于金属的熔化，使得到的铸件质量差。综上所述，如果能够使金属在预热、熔化、静置和浇铸过程中不接触空气将提高铸件的质量，不需要额外设置静置炉将提高熔化炉的生产效率。使用本装置时，首先将进气管连通保护气钢瓶，排气管连通真空栗，开启连接管和输气管，然后使用保护气对熔化室和静置室内部空间进行置换，置换完成后，关闭连接管，将排气管连通大气或者通入观察油中观察是否有气泡产生，保持熔化室和静置室内保护气的流通，然后开启电加热层，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度控制在200至300°，之后关闭排气管，进一步打开进气管角阀，增加保护气的通入量，打开加料口，这时气体从加料口排出，开启输送管上连接的驱动装置，驱动装置的输出端带动输送轴旋转，从而带动螺旋叶片转动，然后从加料口倒入待熔化的工件至输送管中，待熔化的工件在输送管中被螺旋叶片逐渐输送至熔化室中，由于熔化室具有温度，所以输送管中也具有一定的温度，从待熔化工件表面流过的保护气体将待熔化工件表面蒸发的水蒸气从加料口带出，待熔化的工件在去除掉表面的水蒸气后随着螺旋叶片一边被加热一边进入熔化室内，在整个加料过程中，保护气不仅起到隔绝空气的作用，还使待熔化工件的预热更加充分并且带走了工件表面的水蒸气。当熔化室内堆积部分工件后，继续加热熔化室的温度至600至700°，加料完成后，关闭加料口盖，开启排气管，这时保护气从进气管进入熔化室和静置室中，通过输出管进入铸件箱中并最终从排气管中通入大气或者观察油中，熔化完部分工件后，开启连接管，将金属液通入至静置室中，由于静置室中有保护气通入，保护气将吸附于金属液中的氢气带出，金属液在静置室中排出氢气后，开启排料管，金属液通过排料管中进入到铸件箱中完成铸件。与传统熔化炉相比，将静置室和熔化室设置在一起，不仅节省了热能，还减少了操作人员的工作量，节省了工艺时间;通过在工件进料、熔化、静置和铸件阶段都通入保护气，使工件和金属液避免了与空气中的氧气和水蒸气接触，提高了铸件质量。

　　[0008]进一步地，所述连接管位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管位于静置室内部的一端设置有滤网。设置滤网可以防止未完全熔化的工件堵住连接管和排料管，导致无法连续地饶铸成型。

　　进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴连接的部分以及所述连接管采用耐高温的绝热材料。熔化室内温度较高，输送轴如果全采用金属材料，会传热至驱动装置导致驱动装置收到损伤，所以驱动装置的输出端与输送轴的链接部分采用耐高温的绝热材料对驱动装置进行保护，连接管采用耐高温绝热材料的目的是确保铝液从熔化室中流出时不会因为外界空间的低温而导致热量散失。

　　[0009]进一步地，所述进气管内设置三通，进气管上设置有压力表，进气管在静置室内部的一端靠近静置室底部。设置三通可以使操作人员更好的控制保护气，例如，在置换阶段，可以调整三通使进气管只接通外部空间和熔化室，使保护气从进气管进入熔化室，再经过连接管进入静置室，最终从排气管排出，使置换更加彻底，设置压力表可以让操作人员知道熔化室内的压力，方面操作人员置换，将进气管在静置室内部的一端靠近静置室底部的目的在于可以将保护气直接通入到金属液中，达到更好的除去金属液中氢气的目的。

　　[0010]进一步地，所述输气管外侧安装有冷却装置。进料完成后，保护气从进气管进入熔化室中，由于熔化室中温度很高，保护气吸收热量后也拥有较高的温度，再通过输气管进入铸件箱中时，在输气管外侧设置冷却装置可以使得进入到铸件箱中的保护气不会有太高的温度而导致延长铸件的成型时间。冷却装置采用冷凝管的结构，在输气管外围设置有包围输气管的管道，在管道中通入和排出冷却水使得通过输气管的高温保护气得到冷却，从而使得铸件成型时间缩短。

　　[0011]进一步地，所述螺旋叶片的边缘与输送管的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片的叶面半径。螺旋叶片的边缘与输送管的内壁必须要有间隙，否则螺旋叶片的边缘和输送管的内侧都会磨损，并且会对驱动装置造成较高的工作负荷，但间隙不能太大，否则螺旋叶片不再具有推动待熔化工件进入熔化室的功能。

　　[0012]进一步地，所述炉外壳上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴，所述转动轴贯穿炉外壳至静置室中，转动轴在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴底端连接有第二搅拌桨。通过搅拌可以更加快捷地熔化工件，提高熔化室的工作效率，静置室中的搅拌桨可以使保护气更加容易地带出金属液中的氢气。

　　[0013]进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。通过生产实践发现，搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，熔化室的工作效率最高，即连接转动轴的驱动装置能以最小的工作负荷对熔化室内的工件进行最均匀的搅拌。

　　[0014]进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。通过生产实践发现，第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三时，静置室内的搅拌效果最佳，因为静置室并不需要非常剧烈的搅拌，其目的主要是为了排出金属液中的氢气。

　　[0015]进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴连接的部分为耐高温的绝热材料。这样设置的目的是为了保护连接转动轴的驱动装置，使其不会因为转动轴传导的温度而产生损伤。

　　[0016]本发明与现有技术相比，具有如下的优点和有益效果:

　　1、本发明改变了进料方式，使传统意义上的进料管具备了预热待熔化的工件的功能，减少了操作人员的工作负担，节省了熔化时间，节约了热能，提高了生产效率；

　　2、本发明通过设置保护气和铸件箱，阻止铸件在熔化和浇铸过程中与空气接触，在进熔化和浇铸阶段都防止了铸件因氧化以及与水蒸气接触所导致的铸件质量低的问题；

　　3、本发明在输气管周围设置了冷却装置，冷却后的保护气流过金属液表面时有降温效果，缩短了浇铸成型时间；

　　4、本发明通过设置静置室，不仅通过保护气带出了金属液中吸附的氢气，还节省了能源和操作人员的工作量，提高了生产效率；

　　5、本发明通过生产实践，发现当搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，驱动装置能以较小的工作负荷达到更好的搅拌，进一步提升了熔化室的工作效率。

　　【附图说明】

　　[0017]此处所说明的附图用来提供对本发明实施例的进一步理解，构成本申请的一部分，并不构成对本发明实施例的限定。在附图中:

　　图1为本发明半剖面的结构示意图。

　　[0018]附图中标记及对应的零部件名称:

　　1-炉外壳，2-炉内壳，3-电加热层，4-连接管，5-转动轴，6-输送管，7-输送轴，8-螺旋叶片，9-加料口，I O-排气管，11-排料管，12-输气管，13-进气管。

　　【具体实施方式】

　　[0019]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，下面结合实施例和附图，对本发明作进一步的详细说明，本发明的示意性实施方式及其说明仅用于解释本发明，并不作为对本发明的限定。

　　实施例

　　[0020]如图1所示，本发明为基于防盗门冲压成型余料的再生系统，包括炉外壳I和加料口 6，所述炉外壳I内侧设置有炉内壳2，其特征在于，炉外壳I与炉内壳2之间设置有电加热层3，炉内壳2内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳2的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，还包括铸件箱，所述铸件箱外侧连接有排气管10，所述排气管10连通外部空间和铸件箱内部，炉外壳I的外侧设置有连接管4、排料管11、进气管13、输气管12和输送管6，其中，所述连接管4连通熔化室和静置室，所述排料管11连通铸件箱和静置室，所述进气管13连通外部空间、熔化室和静置室，所述输气管12连通静置室和铸件箱，所述输送管6贯穿炉外壳I侧面至熔化室中，输送管6—端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管6外侧上方连接加料口 9，所述加料口 9连通外部空间和输送管6内部，输送管6内设置有输送轴7，所述输送轴7贯穿输送管6端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴7设置有螺旋叶片8。进一步地，所述连接管4位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管9位于静置室内部的一端设置有滤网。进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴7连接的部分以及所述连接管4采用耐高温的绝热材料。进一步地，所述进气管7内设置三通，进气管7上设置有压力表，进气管7在静置室内部的一端靠近静置室底部。进一步地，所述输气管8外侧安装有冷却装置。进一步地，所述螺旋叶片8的边缘与输送管6的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片8的叶面半径。进一步地，所述炉外壳I上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴5，所述转动轴5贯穿炉外壳I至静置室中，转动轴5在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴5底端连接有第二搅拌桨。进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴5连接的部分为耐高温的绝热材料。使用本装置时，首先使用氮气置换熔化室和静置室内的空气，开启电加热层3，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度升至200至300°，然后开启输送管6上连接的电机，电机的输出端通过输送轴7带动螺旋叶片8转动，然后加大氮气的进气量，关闭排气管10和输气管8上的角阀，打开加料口9，使得气体从加料口9排出，将待熔化的工件从加料口9倒入输送管6中，待熔化的工件在输送管6中被螺旋叶片7逐渐输送至熔化室中，待熔化的工件在输送管6中逐渐被加热后落入熔化室内，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，开启位于炉外壳I上方的电机，电机通过转动轴5带动第一搅拌桨和第二搅拌桨开始搅拌，之后继续加热熔化室的温度至600至700°，加料完毕后，关闭加料口9，开启排气管10和输气管12上的角阀，使氮气从进气管13进入熔化室和静置室后，再通过输气管12进入到铸件箱中，最终通过排气管10进入大气或者观察油中，降低氮气的通入量，保持氮气在熔化室和静置室中流通即可，此时熔化室底部堆积的工件随着搅拌逐渐熔化，熔化一部分工件后，开启连接管4，金属液进入静置室中并被第二搅拌桨搅动，氮气通过进气管进入静置室内的金属液中，并将金属液中的氢气从排气管10带出，金属液在静置室中搅拌一端时间后，开启排料管11对位于铸件箱中的模具浇铸，同时打开输气管12外侧的冷凝管对通过输气管12的氮气进行降温，最终铸件在隔绝空气的环境下熔化并浇铸成型。

　　[0021]以上所述的【具体实施方式】，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的【具体实施方式】而已，并不用于限定本发明的保护范围，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.基于防盗门冲压成型余料的再生系统，包括炉外壳(I)和加料口(6)，所述炉外壳(I)内侧设置有炉内壳(2)，其特征在于，炉外壳(I)与炉内壳(2)之间设置有电加热层(3)，炉内壳(2)内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳(2)的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，还包括铸件箱，所述铸件箱外侧连接有排气管(10)，所述排气管(10)连通外部空间和铸件箱内部，炉外壳(I)的外侧设置有连接管(4)、排料管(11)、进气管(13)、输气管(12)和输送管(6)，其中，所述连接管(4)连通熔化室和静置室，所述排料管(11)连通铸件箱和静置室，所述进气管(13)连通外部空间、熔化室和静置室，所述输气管(12)连通静置室和铸件箱，所述输送管(6)贯穿炉外壳(I)侧面至熔化室中，输送管(6)—端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管(6)外侧上方连接加料口(9)，所述加料口(9)连通外部空间和输送管(6)内部，输送管(6)内设置有输送轴(7)，所述输送轴(7)贯穿输送管(6)端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴(7)设置有螺旋叶片(8)。2.根据权利要求1所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述连接管(4)位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管(9)位于静置室内部的一端设置有滤网。3.根据权利要求1所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述驱动装置的输出端与输送轴(7)连接的部分以及所述连接管(4)采用耐高温的绝热材料。4.根据权利要求1所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述进气管(7)内设置三通，进气管(7)上设置有压力表，进气管(7)在静置室内部的一端靠近静置室底部。5.根据权利要求1所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述输气管(8)外侧安装有冷却装置。6.根据权利要求1所述的一种带有预热装置的改进型熔化炉，其特征在于，所述螺旋叶片(8)的边缘与输送管(6)的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片(8)的叶面半径。7.根据权利要求1所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述炉外壳(I)上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴(5)，所述转动轴(5)贯穿炉外壳(I)至静置室中，转动轴(5)在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴(5)底端连接有第二搅拌桨。8.根据权利要求7所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。9.根据权利要求7所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。10.根据权利要求7所述的基于防盗门冲压成型余料的再生系统，其特征在于，所述驱动装置的输出端与转动轴(5)连接的部分为耐高温的绝热材料。

　　【文档编号】C22B21/00GK105838888SQ201610399992

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月8日

　　【发明人】许光

　　【申请人】成都森邦世纪木业有限公司

　　用于回收门窗五金件的设备的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了用于回收门窗五金件的设备，包括炉外壳和加料口，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，所述炉内壳内部空间构成熔化室，炉内壳内侧设置有排料管，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，还包括输送管，所述输送管贯穿炉外壳侧面至熔化室中，输送管一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管外侧上方连接加料口，所述加料口连通外部空间和输送管内部，输送管内设置有输送轴，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。本发明改变了进料方式，使传统意义上的进料管具备了预热待熔化的工件的功能，减少了操作人员的工作负担，节省了熔化时间，节约了热能，提高了生产效率。

　　【专利说明】

　　用于回收门窗五金件的设备

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种冶金装置，具体涉及用于回收门窗五金件的设备。

　　【背景技术】

　　[0002]门窗作为人们日常生活中经常接触到的物品，不仅起着遮风挡雨、隔热、隔声、采光、通风等作用，而且还是建筑造型的重要组成部分，它们的形状、尺寸、色彩、造型等对建筑物的整体造型都有很重要的影响。随着人们生活水平的提高，人们对门窗的需求量越来越大，对门窗的要求也越来越多样化。

　　[0003]铝合金门窗是门窗的一个重要分支，铝合金门窗是指采用铝合金挤压型材为框、梃、扇料制作的门窗。铝合金门窗因具有美观、密封、强度高等特点得到广泛的应用。铝合金门窗的型材和玻璃款式分为格条款式和花玻款式，其中，格条款式以铝材厚、款式沉稳为主要特色，花玻款式以铝材造型多样、款式活泼为主要特色，款式有花格、冰雕、浅雕、晶贝等。

　　[0004]铝合金门窗生产工艺流程中第一道工序就是下料，通过下料可以得到所需要的铝合金框料和扇料，然而，无论下料的装置有多精确和高端，都会产生很多废弃的边角料，对于一个工厂来说，这些废弃的边角料如果直接扔掉将造成巨量的损失，现在很多企业都选择想办法高效的回收这些废弃的边角料从而降低铝合金门窗的生产成本以达到提升自己产品竞争力的目的。

　　[0005]回收铝合金废料的第一步需要融化这些铝合金废料，所用的设备为熔化炉，熔化炉能很好地满足铝合金熔化工艺。但是，传统的熔化炉只拥有融化金属的功能，而金属融化前的预热过程则采用单独使用预热炉或者预热室进行预热，预热完成后再将预热后的工件取出并加入至熔化炉中，这样做不仅增加了操作人员的工作量，而且也增加热能消耗，使得生产效率低。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明所要解决的技术问题针对传统熔化炉低效的缺点，目的在于提供用于回收门窗五金件的设备，解决传统熔化炉需要额外设置一个预热炉所导致的操作人员工作量增加、装置能耗大的问题。

　　[0007]本发明通过下述技术方案实现:用于回收门窗五金件的设备，包括炉外壳和加料口，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，所述炉内壳内部空间构成熔化室，炉内壳内侧设置有排料管，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，还包括输送管，所述输送管贯穿炉外壳侧面至熔化室中，输送管一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管外侧上方连接加料口，所述加料口连通外部空间和输送管内部，输送管内设置有输送轴，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。现有技术中，为了解决对待熔化工件预热的问题，一般专门设置一个预热炉，预热炉需要单独加热，浪费能源，并且从预热炉中将预热好的工件取出后，由于工件是金属，会以较快的速度散热，另外，需要操作人员从预热炉中取出工件并将工件放入熔化炉，增加了操作人员的工作量，有一部分熔化炉采用在炉内设置双室，即熔化室和预热室，但预热室的设置占用了熔化炉较大的空间而且设置较复杂，不便于维修，并且预热效果也不好。为了解决传统熔化炉的上述问题，本发明提出了用于回收门窗五金件的设备，在使用本装置时，首先开启电加热层，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度控制在200至300°，然后开启输送管上连接的驱动装置，驱动装置的输出端带动输送轴旋转，从而带动螺旋叶片转动，之后将待熔化的工件从加料口倒入至输送管中，待熔化的工件在输送管中被螺旋叶片逐渐输送至熔化室中，由于熔化室具有温度，所以输送管中也具有一定的温度，待熔化的工件在输送管中逐渐被加热后落入熔化室内，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件逐渐熔化，而位于输送管内的工件获得的预热温度也得到升高，达到了充分利用热能的目的，并且待熔化工件在被输送至熔化室的过程中也逐渐加热，预热好之后直接进行熔化，相比传统的熔化炉减轻了操作人员的工作量，节省了熔化时间。

　　[0008]进一步地，所述排料管位于熔化室中的一端设置有滤网。设置滤网可以防止未完全熔化的工件堵住排料管，导致无法连续地浇铸成型。

　　[0009]进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴连接的部分为耐高温的绝热材料。熔化室内温度较高，输送轴如果全采用金属材料，会传热至驱动装置导致驱动装置收到损伤，所以才驱动装置的输出端与输送轴的链接部分采用耐高温的绝热材料对驱动装置进行保护。

　　[0010]进一步地，所述螺旋叶片的边缘与输送管的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片的叶面半径。螺旋叶片的边缘与输送管的内壁必须要有间隙，否则螺旋叶片的边缘和输送管的内侧都会磨损，并且会对驱动装置造成较高的工作负荷，但间隙不能太大，否则螺旋叶片不再具有推动待熔化工件进入熔化室的功能。

　　[0011]进一步地，所述炉外壳上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴，所述转动轴贯穿炉外壳至熔化室中，转动轴下端连接有搅拌桨。通过搅拌可以更加快捷地熔化工件，提高熔化室的工作效率。

　　[0012]进一步地，所述搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。通过生产实践发现，搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，熔化室的工作效率最高，即连接转动轴的驱动装置能以最小的工作负荷对熔化室内的工件进行最均匀的搅拌。

　　[0013]进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴连接的部分为耐高温的绝热材料。这样设置的目的同样也是为了保护连接转动轴的驱动装置，使其不会因为转动轴传导的温度而产生损伤。

　　[0014]本发明与现有技术相比，具有如下的优点和有益效果:

　　1、本发明改变了进料方式，使传统意义上的进料管具备了预热待熔化的工件的功能，减少了操作人员的工作负担，节省了熔化时间，节约了热能，提高了生产效率；

　　2、本发明通过生产实践，发现当搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，驱动装置能以较小的工作负荷达到更好的搅拌，进一步提升了熔化炉的工作效率；

　　3、本发明节省了熔化室的内部空间，简化了熔化炉的结构，便于熔化炉维修。

　　【附图说明】

　　[0015]此处所说明的附图用来提供对本发明实施例的进一步理解，构成本申请的一部分，并不构成对本发明实施例的限定。在附图中:

　　图1为本发明半剖面的结构示意图。

　　[0016]附图中标记及对应的零部件名称:

　　1-炉外壳，2-炉内壳，3-电加热层，4-输送管，5-输出轴，6-螺旋叶片，7-加料口，8-排料管，9-搅拌桨，10-转动轴。

　　【具体实施方式】

　　[0017]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，下面结合实施例和附图，对本发明作进一步的详细说明，本发明的示意性实施方式及其说明仅用于解释本发明，并不作为对本发明的限定。

　　实施例

　　[0018]如图1所示，本发明为用于回收门窗五金件的设备，包括炉外壳I和加料口7，所述炉外壳I内侧设置有炉内壳2，所述炉内壳2内部空间构成熔化室，炉内壳2内侧设置有排料管8，炉外壳I与炉内壳2之间设置有电加热层3，还包括输送管4，所述输送管4贯穿炉外壳I侧面至熔化室中，输送管4一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管4外侧上方连接加料口 7，所述加料口 7连通外部空间和输送管4内部，输送管4内设置有输送轴5，所述输送轴5贯穿输送管4端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴5设置有螺旋叶片6。进一步地，所述排料管8位于熔化室中的一端设置有滤网。进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴5连接的部分为耐高温的绝热材料。进一步地，所述螺旋叶片6的边缘与输送管4的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片6的叶面半径。进一步地，所述炉外壳I上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴10，所述转动轴10贯穿炉外壳I至熔化室中，转动轴10下端连接有搅拌桨9。进一步地，所述搅拌桨9的长度为熔化室半径的四分之三。进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴10连接的部分为耐高温的绝热材料。使用本装置时，首先开启电加热层3，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度升至200至300°，然后开启输送管4上连接的电机，电机的输出端通过输送轴5带动螺旋叶片6转动，熔化室保持200至300° —段时间后将待熔化的工件从加料口7倒入至输送管4中，待熔化的工件在输送管4中被螺旋叶片6逐渐输送至熔化室中，待熔化的工件在输送管4中逐渐被加热后落入熔化室内，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，开启位于炉外壳I上方的电机，电机通过转动轴10带动搅拌桨9开始搅拌，之后继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件随着搅拌逐渐熔化，而位于输送管4内的工件获得的预热温度也得到升高，待熔化工件在被输送至熔化室的过程中逐渐加热，预热完成后直接进行熔化，待加料完毕后，关闭加料口 7盖，熔化完成后，开启排料管8浇铸成件。

　　[0019]以上所述的【具体实施方式】，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的【具体实施方式】而已，并不用于限定本发明的保护范围，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.用于回收门窗五金件的设备，包括炉外壳(I)和加料口(7)，所述炉外壳(I)内侧设置有炉内壳(2)，所述炉内壳(2)内部空间构成熔化室，炉内壳(2)内侧设置有排料管(8)，其特征在于，炉外壳(I)与炉内壳(2)之间设置有电加热层(3)，还包括输送管(4)，所述输送管(4)贯穿炉外壳(I)侧面至熔化室中，输送管(4)一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管(4)外侧上方连接加料口(7)，所述加料口(7)连通外部空间和输送管(4)内部，输送管(4)内设置有输送轴(5)，所述输送轴(5)贯穿输送管(4)端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴(5)设置有螺旋叶片(6)。2.根据权利要求1所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述排料管(8)位于熔化室中的一端设置有滤网。3.根据权利要求1所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述驱动装置的输出端与输送轴(5 )连接的部分为耐高温的绝热材料。4.根据权利要求1所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述螺旋叶片(6)的边缘与输送管(4)的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片(6)的叶面半径。5.根据权利要求1所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述炉外壳(I)上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴(10)，所述转动轴(10)贯穿炉外壳(I)至熔化室中，转动轴(1 )下端连接有搅拌桨(9 )。6.根据权利要求5所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述搅拌桨(9)的长度为熔化室半径的四分之三。7.根据权利要求5所述的用于回收门窗五金件的设备，其特征在于，所述驱动装置的输出端与转动轴(1 )连接的部分为耐高温的绝热材料。

　　【文档编号】C22B7/00GK105838889SQ201610399999

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月8日

　　【发明人】许光

　　【申请人】成都森邦世纪木业有限公司

　　改进型套装门的金属配件回收利用装置的制造方法

　　【专利摘要】本发明公开了改进型套装门的金属配件回收利用装置，包括炉外壳、炉内壳、电加热层和加料口，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为熔化室和静置室，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、排气管和输送管，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。本发明设计了熔化室结构，使传统意义上的进料管具备了预热待熔化的工件的功能，并且一体化设计了熔化室和静置室，节省了熔化时间和热能，提高了生产效率，还通入保护气，在进料、熔化阶段避免了工件与空气接触，在静置室带出了金属液中的氢气，提高了铸件质量。

　　【专利说明】

　　改进型套装门的金属配件回收利用装置

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种冶金装置，具体涉及改进型套装门的金属配件回收利用装置。

　　【背景技术】

　　[0002]门窗作为人们日常生活中经常接触到的物品，不仅起着遮风挡雨、隔热、隔声、采光、通风等作用，而且还是建筑造型的重要组成部分，它们的形状、尺寸、色彩、造型等对建筑物的整体造型都有很重要的影响。随着人们生活水平的提高，人们对门窗的需求量越来越大，对门窗的要求也越来越多样化。

　　[0003]铝合金门窗是门窗的一个重要分支，铝合金门窗是指采用铝合金挤压型材为框、梃、扇料制作的门窗。铝合金门窗因具有美观、密封、强度高等特点得到广泛的应用。铝合金门窗的型材和玻璃款式分为格条款式和花玻款式，其中，格条款式以铝材厚、款式沉稳为主要特色，花玻款式以铝材造型多样、款式活泼为主要特色，款式有花格、冰雕、浅雕、晶贝等。

　　[0004]铝合金门窗生产工艺流程中第一道工序就是下料，通过下料可以得到所需要的铝合金框料和扇料，然而，无论下料的装置有多精确和高端，都会产生很多废弃的边角料，对于一个工厂来说，这些废弃的边角料如果直接扔掉将造成巨量的损失，现在很多企业都选择想办法高效的回收这些废弃的边角料从而降低铝合金门窗的生产成本以达到提升自己产品竞争力的目的。

　　[0005]回收铝合金废料的第一步需要融化这些铝合金废料，所用的设备为熔化炉，熔化炉能很好地满足铝合金熔化工艺。但是，传统的熔化炉只拥有融化金属的功能，而金属融化前的预热过程则单独使用预热炉进行预热，预热完成后再将预热后的工件取出并加入至熔化炉中进行熔化，熔化完成后，再将熔化炉中的金属液体转移至静置炉中进行精练，这样做不仅增加了操作人员的工作量，而且也增加热能消耗，使得生产效率低。另外，在进料和熔化铝合金过程中，铝合金与空气中的氧气时会产生氧化，与空气中的水接触会使得形成的铸件加工面上产生严重的针孔，严重降低铸件的质量。

　　【发明内容】

　　[0006]本发明所要解决的技术问题针对传统熔化炉的缺点，提供改进型套装门的金属配件回收利用装置，解决传统熔化炉需要额外设置预热炉和静置炉所导致能耗大以及增加操作人员工作量以及传统熔化炉在进料和熔化阶段没有很好的隔绝空气所导致的铸件质量低的问题。

　　[0007]本发明通过下述技术方案实现:改进型套装门的金属配件回收利用装置，包括炉外壳和加料口，所述炉外壳内侧设置有炉内壳，炉外壳与炉内壳之间设置有电加热层，炉内壳内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，炉外壳的外侧设置有连接管、排料管、进气管、排气管和输送管，其中，所述连接管连通熔化室和静置室，所述排料管、排气管都连通外部空间和静置室，所述进气管连接外部空间、熔化室和静置室，所述输送管贯穿炉外壳侧面至熔化室中，所述输送管贯穿炉外壳侧面至熔化室中，输送管一端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管外侧上方连接加料口，所述加料口连通外部空间和输送管内部，输送管内设置有输送轴，所述输送轴贯穿输送管端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴设置有螺旋叶片。现有技术中，为了解决待熔化工件预热和熔化完成后的精练问题，一般专门设置预热炉和静置炉，预热炉和静置炉都需要单独加热，浪费能源，并且从预热炉中将预热好的工件取出后，由于工件是金属，会以较快的速度散热，传统方法需要操作人员从预热炉中取出工件并将工件放入熔化炉，以及将熔化室中的金属液转移至静置室中，增加了操作人员的工作量，增加了工艺时间；另一方面，在生产过程中，对金属尤其是铝合金的熔化存在严重的问题，即铝合金在熔化期间会吸收氢气，导致铸件加工面上产生针孔从而降低产品的质量，铝液中的氢气主要来源是铝液与水汽的反应，生产中虽然使用的任何工具都会烘干，但对于铝液来说仍然是潮湿的，还会使其吸附氢，大部分氢以原子形态溶解于铝液中，还有小部分以分子形式吸附于铝液的表面或缝隙中。为了解决传统熔化炉的上述问题，本发明提出了改进型套装门的金属配件回收利用装置，在使用本装置时，首先将进气管连通保护气钢瓶，排气管连通真空栗，开启连接管，然后使用保护气对熔化室和静置室内部空间进行置换，置换完成后，关闭连接管，将排气管连通大气或者通入观察油中观察是否有气泡产生，保持熔化炉和静置室内保护气的流通，然后开启电加热层，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度控制在200至300°，然后开启输送管上连接的驱动装置，驱动装置的输出端带动输送轴旋转，从而带动螺旋叶片转动，将排气管关闭，进一步打开进气管角阀，增加保护气的通入量，打开加料口盖，这时气体从加料口排出，之后将待熔化的工件从加料口倒入至输送管中，待熔化的工件在输送管中被螺旋叶片逐渐输送至熔化室中，由于熔化室具有温度，所以输送管中也具有一定的温度，从待熔化工件表面流过的保护气体将待熔化工件表面蒸发的水蒸气从加料口带出，待熔化的工件在输送管中逐渐被加热后落入熔化室内，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件逐渐熔化，而位于输送管内的工件获得的预热温度也得到升高，达到了充分利用热能的目的，加料完成后，关闭加料口盖，打开排气管，保持熔化室和静置室中有保护气流通，熔化部分工件后，开启连接管，使熔化室中熔化完成的金属液流入静置室中，由于静置室中有保护气通入，保护气将存在于金属液中的氢气带出，金属液在静置室中排出氢气后，开启排料管进行浇铸成型。与传统熔化炉相比，预热好之后直接进行熔化以及将静置室和熔化室设置在一起，不仅节省了热能，还减少了操作人员的工作量，节省了工艺时间；通过在工件进料、熔化和静置阶段都通入保护气，使工件和金属液避免了与空气中的氧气和水蒸气接触，提高了铸件质量。

　　[0008]进一步地，所述连接管位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管位于静置室内部的一端设置有滤网。设置滤网可以防止未完全熔化的工件堵住连接管和排料管，导致无法连续地饶铸成型。

　　[0009]进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴连接的部分以及所述连接管采用耐高温的绝热材料。熔化室内温度较高，输送轴如果全采用金属材料，会传热至驱动装置导致驱动装置收到损伤，所以才驱动装置的输出端与输送轴的链接部分采用耐高温的绝热材料对驱动装置进行保护。连接管采用耐高温绝热材料的目的是确保金属液从熔化室中流出时不会因为外界空间的低温而导致热量散失。

　　[0010]进一步地，所述进气管内设置三通，进气管上设置有压力表，进气管在静置室内部的一端靠近静置室底部。设置三通可以使操作人员更好的控制保护气，例如，在置换阶段，可以调整三通使进气管只接通外部空间和熔化室，使保护气从进气管进入熔化室，再经过连接管进入静置室，最终从排气管排出，使置换更加彻底，设置压力表可以让操作人员知道熔化室内的压力，方面操作人员置换，将进气管在静置室内部的一端靠近静置室底部的目的在于可以将保护气直接通入到金属液中，达到更好的除去金属液中氢气的目的。

　　[0011]进一步地，所述螺旋叶片的边缘与输送管的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片的叶面半径。螺旋叶片的边缘与输送管的内壁必须要有间隙，否则螺旋叶片的边缘和输送管的内侧都会磨损，并且会对驱动装置造成较高的工作负荷，但间隙不能太大，否则螺旋叶片不再具有推动待熔化工件进入熔化室的功能。

　　[0012]进一步地，所述炉外壳上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴，所述转动轴贯穿炉外壳至静置室中，转动轴在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴底端连接有第二搅拌桨。通过搅拌可以更加快捷地熔化工件，提高熔化室的工作效率，静置室中的搅拌桨可以使保护气更加容易地带出金属液中的氢气。

　　[0013]进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。通过生产实践发现，搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三时，熔化室的工作效率最高，即连接转动轴的驱动装置能以最小的工作负荷对熔化室内的工件进行最均匀的搅拌。

　　[0014]进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。通过生产实践发现，第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三时，静置室内的搅拌效果最佳，因为静置室并不需要非常剧烈的搅拌，其目的主要是为了排出金属液中的氢气。

　　[0015]进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴连接的部分为耐高温的绝热材料。这样设置的目的同样也是为了保护连接转动轴的驱动装置，使其不会因为转动轴传导的温度而产生损伤。

　　[0016]本发明与现有技术相比，具有如下的优点和有益效果:

　　1、本发明改变了进料方式，使传统意义上的进料管具备了预热待熔化的工件的功能，减少了操作人员的工作负担，节省了熔化时间，节约了热能，提高了生产效率；

　　2、本发明使用保护气不仅使待熔化工件在进料、熔化时与空气隔绝，还带走了位于静置室的金属液中含有的氢气。

　　[0017]3、本发明采用双室设计，不需要在熔化完成后再将金属液转移至静置炉中，简化了操作步骤，节省了热能和熔化时间。

　　【附图说明】

　　[0018]此处所说明的附图用来提供对本发明实施例的进一步理解，构成本申请的一部分，并不构成对本发明实施例的限定。在附图中:

　　图1为本发明半剖面的结构示意图。

　　[0019]附图中标记及对应的零部件名称:

　　1-炉外壳，2-炉内壳，3-电加热层，4-连接管，5-输送管，6-输送轴，7-螺旋叶片，8-加料口，9_排料管，10-进气管，11-排气管，12-转动轴。

　　【具体实施方式】

　　[0020]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚明白，下面结合实施例和附图，对本发明作进一步的详细说明，本发明的示意性实施方式及其说明仅用于解释本发明，并不作为对本发明的限定。

　　实施例

　　[0021]如图1所示，本发明为改进型套装门的金属配件回收利用装置，包括炉外壳I和加料口 8，所述炉外壳I内侧设置有炉内壳2，炉外壳I与炉内壳2之间设置有电加热层3，炉内壳2内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳2的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，炉外壳I的外侧设置有连接管4、排料管9、进气管10、排气管11和输送管5，其中，所述连接管4连通熔化室和静置室，所述排料管9、排气管11都连通外部空间和静置室，所述进气管10连接外部空间、熔化室和静置室，所述输送管5贯穿炉外壳I侧面至熔化室中，输送管5—端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管5外侧上方连接加料口 8，所述加料口 8连通外部空间和输送管5内部，输送管5内设置有输送轴6，所述输送轴6贯穿输送管5端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴6设置有螺旋叶片7。进一步地，所述连接管4位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管9位于静置室内部的一端设置有滤网。进一步地，所述驱动装置的输出端与输送轴6连接的部分以及所述连接管4采用耐高温的绝热材料。进一步地，所述进气管10内设置三通，进气管10上设置有压力表，进气管10在静置室内部的一端靠近静置室底部。进一步地，所述螺旋叶片7的边缘与输送管5的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片7的叶面半径。进一步地，所述炉外壳I上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴12，所述转动轴12贯穿炉外壳I至静置室中，转动轴12在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴12底端连接有第二搅拌桨。进一步地，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。进一步地，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。进一步地，所述驱动装置的输出端与转动轴12连接的部分为耐高温的绝热材料。使用本装置时，首先使用氮气置换熔化室和静置室内的空气，开启电加热层3，通过设置在熔化室中的温度监测器将熔化室的温度升至200至300°，然后开启输送管5上连接的电机，电机的输出端通过输送轴6带动螺旋叶片7转动，熔化室保持200至300°—段时间后，关闭排气管11，打开加料口 8盖，使得气体从加料口 8排出，继续拧开进气管10的角阀，加大氮气的通入量，将待熔化的工件从加料口8倒入至输送管5中，待熔化的工件在输送管5中被螺旋叶片7逐渐输送至熔化室中，待熔化的工件在输送管5中逐渐被加热后落入熔化室内，当熔化室内堆积部分经过预热的工件后，开启位于炉外壳I上方的电机，电机通过转动轴12带动第一搅拌桨和第二搅拌桨开始搅拌，之后继续加热熔化室的温度至600至700°，此时熔化室底部堆积的工件随着搅拌逐渐熔化，而位于输送管5内的工件获得的预热温度也得到升高，待熔化工件在被输送至熔化室的过程中逐渐加热，预热完成后直接进行熔化，待加料完毕后，关闭加料口 8盖，开启排气管11，降低氮气的通入量，保持氮气在熔化室和静置室中流通即可，熔化一部分工件后，开启连接管4，金属液进入静置室中并被第二搅拌桨搅动，氮气从进气管中进入静置室中的金属液中，并将金属液中的氢气从排气管11带出，金属液在静置室中搅拌一端时间后，开启排料管9对模具浇铸成件。

　　[0022]以上所述的【具体实施方式】，对本发明的目的、技术方案和有益效果进行了进一步详细说明，所应理解的是，以上所述仅为本发明的【具体实施方式】而已，并不用于限定本发明的保护范围，凡在本发明的精神和原则之内，所做的任何修改、等同替换、改进等，均应包含在本发明的保护范围之内。

　　【主权项】

　　1.改进型套装门的金属配件回收利用装置，包括炉外壳(I)和加料口(8)，所述炉外壳(I)内侧设置有炉内壳(2)，其特征在于，炉外壳(I)与炉内壳(2)之间设置有电加热层(3)，炉内壳(2 )内部设置有挡板，所述挡板将炉内壳(2 )的内部空间分为两部分，其中上部分为熔化室，下部分为静置室，炉外壳(I)的外侧设置有连接管(4)、排料管(9)、进气管(10)、排气管(11)和输送管(5)，其中，所述连接管(4)连通熔化室和静置室，所述排料管(9)、排气管(II)都连通外部空间和静置室，所述进气管(10)连接外部空间、熔化室和静置室，所述输送管(5)贯穿炉外壳(I)侧面至熔化室中，输送管(5)—端与熔化室连通，另一端的端面封闭，输送管(5)外侧上方连接加料口(8)，所述加料口(8)连通外部空间和输送管(5)内部，输送管(5)内设置有输送轴(6)，所述输送轴(6)贯穿输送管(5)端面至外部空间且连接有驱动装置，围绕输送轴(6)设置有螺旋叶片(7)。2.根据权利要求1所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述连接管(4)位于熔化室内部的一端设置有滤网，所述排料管(9)位于静置室内部的一端设置有滤网。3.根据权利要求1所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述驱动装置的输出端与输送轴(6)连接的部分以及所述连接管(4)采用耐高温的绝热材料。4.根据权利要求1所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述进气管(10)内设置三通，进气管(10)上设置有压力表，进气管(10)在静置室内部的一端靠近静置室底部。5.根据权利要求1所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述螺旋叶片(7)的边缘与输送管(5)的内壁有间隙，间隙小于螺旋叶片(7)的叶面半径。6.根据权利要求1所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述炉外壳(I)上方设置有驱动装置，所述驱动装置的输出端连接有转动轴(12)，所述转动轴(12)贯穿炉外壳(I)至静置室中，转动轴(12)在挡板上方的部分连接有第一搅拌桨，转动轴(12)底端连接有第二搅拌桨。7.根据权利要求6所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述第一搅拌桨的长度为熔化室半径的四分之三。8.根据权利要求6所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述第二搅拌桨的长度为第一搅拌桨长度的四分之三。9.根据权利要求6所述的改进型套装门的金属配件回收利用装置，其特征在于，所述驱动装置的输出端与转动轴(12)连接的部分为耐高温的绝热材料。

　　【文档编号】C22B21/00GK105838890SQ201610400001

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月8日

　　【发明人】许光

　　【申请人】成都森邦世纪木业有限公司

　　一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法

　　【专利摘要】一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其步骤为：1）一次浸出；2）二次浸出；3）硅的净化及吸附；4）中和沉铟；5）单宁沉锗。本发明采用比较简便的方法，使硅的净化开路和无定形碳的吸附性能相结合，实现了资源的充分循环利用。利用无定形碳的吸附性，较好的改善了硅净化时液固分离的过滤性能，使溶液中的悬浮物有了有效的载体，从而使滤液清亮无悬浮物，该方法不但消除了硅及悬浮物对沉铟、沉锗的影响，同时，所加的无定形碳在回转窑挥发过程中还能正常发挥其燃烧发热及还原的作用。在原料铟、锗品位较低而二氧化硅较高的情况下，避免了硅及悬浮物的干扰，实现了锗、铟的顺利回收。

　　【专利说明】

　　一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于湿法冶炼领域，具体涉及一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]湿法炼锌所用的原料大多含有一定量的锗和铟，有的因为其含量过低而难于被回收利用。在湿法炼锌生产过程中，原料经过中性浸出后锗和铟大部份富集于浸出渣中，浸出渣采用回转窑挥发回收锌的同时锗、铟、铅等有价金属也被挥发而富集于氧化锌烟尘中；但有的炼锌原料中锗、铟含量过低，所产氧化锌烟尘中的锗、铟含量也不高。本公司所产的氧化锌烟尘就属于上述情况，它不但锗、铟含量低，而且所含的二氧化硅比较高，其主要成份为:锌 50wt%~55wt%、锗 0.02wt%~0.03wt%、铟 0.015wt%~0.025wt%、铅 6wt%~10wt%、二氧化硅5wt%?8wt%、银0.003wt%~0.005wt%、铁 4wt%?6wt%。

　　[0003]传统的氧化锌烟尘锗、铟、锌、铅、银的回收方法是，氧化锌烟尘经一次酸浸，控制终点pH=2.0-3.5，浸出液经过单宁沉锗并产出锗精矿，沉锗后液回收锌;一次浸出渣再经二次酸性浸出，二次酸性浸出液采用P2Q4+煤油萃取铟，萃余液返回氧化锌烟尘一次浸出做前液;铅和银则富集在二次酸浸后的渣中以铅银渣的形式出售。还有另外一种方式是锗、铟的全萃法，即氧化锌烟尘进行酸浸，浸出液分别萃取锗、铟，其萃余液进行锌的回收;铅和银则也是富集在浸出后的渣中以铅银渣的形式出售;但以上传统方法都是在氧化锌烟尘中锗、铟含量相对较高且其硅含量不高的情况下进行的。对于本案中锗、铟含量较低，而且二氧化硅含量高的原料，采用传统的方法是不现实的。

　　[0004]经过大量试验证明，该氧化锌烟尘采用传统的方法做一次酸性浸出，在控制单宁沉锗终点酸pH要求的点上，也就是pH=2.0?3.5时，浸出液中锗只有20mg/1?30mg/1左右、铟有0.lmg/1?0.2mg/l左右，二氧化娃却高达4g/l?8g/l，由于此时被浸出的娃大量形成娃胶，其液固分离十分困难，所产出的滤液不清亮、悬浮物多；用该滤液进行单宁沉锗，不但液固分离十分困难，单宁倍率还高达50倍以上，而且产出的锗精矿含锗只有3wt%~6wt%; 二次酸性浸出萃取回收铟，虽然液固分离不是那么太困难，但是因为其滤液中含二氧化硅也高达4g/l?6g/l，含铟也只有25mg/l?35mg/l，致使萃取循环量大，有机相乳化严重、分相困难，几乎无法实现铟萃取。另外，采用锗、铟全萃取法进行试验，也是因为其溶液中含硅高，而且锗、铟较低，萃取循环量大，有机相乳化严重、分相困难，几乎无法实现锗、铟的萃取分离。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明的目的是提供一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，具体包括以下步骤:

　　I)一次浸出:用浆化液将氧化锌烟尘按6?7:1的液固比进行浆化，楽化时间20~30分钟，用浓硫酸调整始酸12(^/1~13(^/1，控制过程温度75°085°(:、浸出时间1.0~1.5小时、终点PH=1.1?1.5后进行过滤I，过滤I产出I号浸出渣和I号浸出液，I号浸出渣进行二次浸出，I号浸出液进行硅的净化及吸附；

　　2)二次浸出:用工业用水或者锌电解废液对I号浸出渣按4?5:1的液固比进行浆化，用浓硫酸调整始酸130g/l?140g/l，控制过程温度90°095°C、浸出时间3.0?4.0小时、终点酸50?60g/l后进行过滤2，过滤2产出2号浸出渣和2号浸出液，2号浸出渣做铅银精矿出售，2号浸出液返回一次浸出做浆化液；

　　3)硅的净化及吸附:用I号浸出液做前液，升温到700C-75°C,加入牛胶水溶液，加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1?1.5:1，加入时边搅拌边缓慢加入、加完搅拌20?30分钟之后，加入无定形碳，加入量为0.85-0.95kg/m3，再搅拌15?20分钟、静止40?50分钟后进行过滤3，过滤3产出3号硅炭渣和3号过滤液，3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液，升温到65°070°C，缓慢加入已配制好的15wt%~20的％的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.0?3.5，静止20?30分钟后进行过滤4，过滤4产出4号铟精矿和进行下一步沉锗的4号沉铟后液；

　　5)单宁沉锗:用4号沉铟后液、升温到60°070°C、单宁酸倍率30?35倍、搅拌30?35分钟后进行过滤5，过滤5得到5号单宁锗渣和5号沉锗后液，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而所产5号单宁锗渣在液固比3?4:1、温度65°C~75°C下洗涤30?40分钟后进行过滤6，过滤6得至IJ6号洗后单宁锗渣和6号锗渣洗水，6号洗后单宁锗渣送灼烧车间灼烧得到锗精矿出售，6号锗渣洗水返一次浸出做浆化液。

　　[0006]与现有技术相比，本发明具有以下技术效果:

　　1、本发明提供了一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中高效回收锗、铟、锌、铅、银的方法;经过两次浸出，产出的浸出渣即为铅银精矿出售，并从一次浸出液中通过硅及悬浮物的开路、使铟、锗回收变得比较容易;在原料铟、锗品位较低而二氧化硅较高的情况下，避免了硅的干扰，实现了低锗、低铟能够顺利回收，产出含铟4的％~5的％的铟精矿和含锗17wt%~18的%的锗精矿，使低含量中的有价金属得到了较好的综合回收利用，也避免了萃取时残余有机物对电锌生产的影响；

　　2、本发明从整个流程计算，锗的回收率在87.50wt%以上;铟的回收率在93.90wt%以上；整个锌、锗、铟回收过程，锌的回收率在9 5.70wt%以上，铅的回收率在99.90wt%以上，银的回收率在96.30wt%以上；

　　3、本发明最大的特点是采用比较简便的方法，使硅的净化开路和无定形碳的吸附性能相结合，实现了资源的充分循环利用；因为利用了无定形碳表面孔隙加入到液体中有一定的吸附性能，使溶液中的悬浮物有了有效的载体，从而使滤液清亮无悬浮物，而且所产滤渣也即3号硅炭渣疏散、含水份低，和不加入无定形碳吸附相比，水份低3?5 wt%，为该渣下一步进行回转窑挥以提供了较好的条件;该方法不但消除了硅及悬浮物对沉铟、沉锗的影响；同时，所加的无定形碳在回转窑挥发过程中还能正常发挥其燃烧发热及还原的作用;沉铟前液经过加入牛胶净化硅及无定形碳吸附后，二氧化硅几乎被全部除去，沉硅率达98.50wt%以上；

　　4、本发明浸出液经过硅开路后，利用铟的水解沉淀，从低含量的料液中进行铟的有效回收富集，是对铟传统回收的一个补充；

　　5、采用该工艺，其浸出渣率较小，只有29.0的%左右;这使得所产铅银渣中锌含量较低，只有6.0wt%~6.5wt%，有效提高了锌回收率的同时也让铅银得到了较好的富集，渣含铅达22.50wt%~35.50wt%、渣含银达0.01wt%~ 0.017wt%，使浸出渣做铅银精矿出售时银得到了计价；

　　6、本发明与传统回收工艺相比，不产生新的废水、废气、废渣，符合国家综合回收利用、循环经济和可持续发展的要求。

　　【附图说明】

　　[0007]图1为本发明的工艺流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0008]下面结合实施例和附图对本发明作进一步的说明，但不以任何方式对本发明加以限制，依据本发明的教导所作的任何变更或替换，均属于本发明的保护范围。

　　[0009]—种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，所述方法的步骤为:

　　1)一次浸出:用浆化液将氧化锌烟尘按6?7: I的液固比进行浆化，浆化时间20?30分钟，用浓硫酸调整始酸12(^/1~13(^/1，控制过程温度75°085°(:、浸出时间1.0~1.5小时、终点PH=1.1?1.5后进行过滤I，过滤I产出I号浸出渣和I号浸出液，I号浸出渣进行二次浸出，I号浸出液进行硅的净化及吸附；

　　2)二次浸出:用工业用水或者锌电解废液对I号浸出渣按4?5:1的液固比进行浆化，用浓硫酸调整始酸130g/l?140g/l，控制过程温度90°095°C、浸出时间3.0?4.0小时、终点酸50?60g/l后进行过滤2，过滤2产出2号浸出渣和2号浸出液，2号浸出渣做铅银精矿出售，2号浸出液返回一次浸出做浆化液；

　　3)硅的净化及吸附:用I号浸出液做前液，升温到700C-75°C,加入牛胶水溶液，加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1-1.5:1,加入时边搅拌边缓慢加入、加完搅拌20?30分钟之后，加入无定形碳，加入量为0.85-0.95kg/m3，再搅拌15?20分钟、静止40?50分钟后进行过滤3，过滤3产出3号硅炭渣和3号过滤液，3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液，升温到65°070°C，缓慢加入已配制好的15wt%~20的％的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.0?3.5，静止20?30分钟后进行过滤4，过滤4产出4号铟精矿和进行下一步沉锗的4号沉铟后液；

　　5)单宁沉锗:用4号沉铟后液、升温到60°070°C、单宁酸倍率30?35倍、搅拌30?35分钟后进行过滤5，过滤5得到5号单宁锗渣和5号沉锗后液，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而所产5号单宁锗渣在液固比3?4:1、温度65°C~75°C下洗涤30?40分钟后进行过滤6，过滤6得至IJ6号洗后单宁锗渣和6号锗渣洗水，6号洗后单宁锗渣送灼烧车间灼烧得到锗精矿出售，6号锗渣洗水返一次浸出做浆化液。

　　[0010]所述的高硅低锗、低铟氧化锌烟尘为含锌50wt%~55wt%、锗0.02wt%~0.03wt%、铟

　　0.015wt%~0.025wt%、二氧化娃 5wt%?8wt%。

　　[0011]步骤I中所述的浆化液为工业用水、锌电解废液、2号浸出液、6号锗渣洗水中的一种或几种;此处的2号浸出液为二次浸出时经过过滤2得到的浸出液，6号锗渣洗水为单宁沉锗时经过过滤6得到的锗渣洗水。

　　[0012]步骤I中所述的终点pH=l.2?1.4。

　　[0013]步骤3中所述的牛胶水溶液加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1.2?1.4:1。

　　[0014]步骤3中所述的牛胶水溶液为取牛胶加入到50°060°C水中配制成20wt%~30wt°/c^水溶液。

　　[0015]步骤3中所述的无定形碳为焦炭、活性炭、木炭中的一种或几种。

　　[0016]步骤3中所述的无定形碳加入量为0.90kg/m3。

　　[0017]步骤3中所述的无定形碳为过80目筛网的无定形碳。

　　[0018]步骤5中所述的单宁酸倍率为32?34倍。

　　[0019]步骤2中所述的铅银精矿含铅22.50wt%~35.50wt%、含银0.01wt%~0.017wt%。

　　[0020]步骤4中所述的铟精矿中含锌1.50wt%~2.00wt%、含锗0.002wt%~0.003wt%、含铟4.00wt%?5.00wt%o

　　[0021 ] 步骤5中所述的锗精矿中含锗17wt%?18wt%。

　　[0022]实施例1

　　采用云南罗平锌电股份有限公司湿法炼锌浸出渣进行的回转窑挥发所产的氧化锌烟尘，烘干后缩分制样20000.00克待用，其成份为:锌50.18wt%、锗0.0208wt%、铟0.0153wt%、铅 6.58wt%、二氧化硅 5.43wt%、银0.0030wt%、铁4.27wt%。

　　[0023](I)—次浸出:用工业用水做前液，取72升，加入氧化锌烟尘为12000.0克进行浆化，浆化时间20分钟，用浓硫酸调整始酸到120g/l，控制过程温度75°C、浸出时间1.0小时、终点pH=l.l后进行过滤I。过滤I产出I号浸出渣进行二次浸出和含锌107.67g/l、铟0.021g/1、二氧化硅6.54 g/Ι、锗0.028g/l、铅0.0026 g/Ι、银0.00019g/l、二价铁7.14g/l、三价铁

　　0.024g/l的I号浸出液48.50升。

　　[0024](2)二次浸出:对I号浸出渣加入38升工业用水进行浆化，搅拌均匀后用浓硫酸调整始酸130g/l，升温致90°C后，浸出时间3.0小时，当终点酸50g/l后进行过滤2。过滤2产出含水份 22.58wt%、含锌 6.46wt%、锗0.0076wt%、铟0.003wt%、铅22.68wt%、二氧化硅 4.70wt%、银0.010wt%、铁I.40被％的2号浸出湿渣4495克做铅银精矿出售和含锌16.42g/l、铟0.019g/

　　1、二氧化硅4.88g/l、锗0.025g/l、铅0.0013g/l、银0.000086g/l、二价铁3.27g/l、三价铁0.039g/l的2号浸出液35.00升返一次浸出做浆化液。

　　[0025](3)硅的净化及吸附:用I号浸出液47.50升做前液，升温至70°C、把所加牛胶共计360克加入到500C水中配成20wt°/c^水溶液并缓慢加入到待沉硅的溶液中，边加边搅拌，加入后继续搅拌20分钟，再加入42.75克过80目筛网的焦炭，搅拌15分钟、静止40分钟过滤3 ；过滤3产出含水份37.25￥七％、含锌6.41￥七％、含锗0.0012￥七％、含铟0.00016 wt%、含铅0.030wt%、含二氧化硅74.14wt%、含银0.0022wt%、含铁0.67wt°/c^3号硅炭湿渣661克和含锌108.718/1、含铟0.02138/1、二氧化硅0.068/1、锗0.02838/1、二价铁7.2(^/1、三价铁0.012g/l、铅银微量的3号沉硅过滤液46.8升；3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号沉硅过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　(4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液46.0升，升温到65°C，缓慢加入已配制好的15的％的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.0，静止20分钟后进行过滤4;过滤4产出含水份51.64wt%、含锌I.54wt%、含锗0.002wt%、含铟4.02 wt%、含二氧化硅8.61wt%、含铁5.33wt°/c^4 号铟精矿湿重 50.25 克和含锌 109.42g/l、含铟0.00006g/l、二氧化硅 0.015g/l、锗0.0285g/l、二价铁7.23g/l、三价铁0.001g/l的4号沉铟后液45.7升，4号铟精矿出售或进一步回收铟，4号沉铟后液进行下一步的沉锗。

　　[0026](5)单宁沉锗:用4号沉铟后液44升、升温到60°C、把37.62克单宁酸以20wt%的浓度溶解于50°c>6(rc的水中并在搅拌的情况下缓慢的加入到沉锗的溶液中，加完后继续搅拌30分钟后进行过滤5，过滤5得到单宁锗渣和含锌110.34g/l、二氧化硅0.01 lg/Ι、锗

　　0.00013g/l、二价铁7.27g/l、三价铁微量的5号沉锗后液43.60升，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而单宁锗渣在液固比3:1、温度65°C下洗涤30分钟后进行过滤6，过滤6得到含水份64.35wt%、含锌3.45wt%、锗3.12wt%、二氧化硅0.45wt°/c^6号洗后单宁锗渣湿重112克和含锌3.68g/l、含二氧化硅0.001g/l、含锗0.0008g/l、含二价铁0.25g/l、含三价铁0.001g/l的6号锗渣洗水0.67升;6号锗渣洗水返一次浸出做调浆液，洗后单宁锗渣在105°C下烘干后并在550?600°C下灼烧致衡重后得到含锌18.53wt%、含锗17.01wt%、二氧化硅2.34wt%、硫1.28wt%、铁14.02wt%、铅微量的锗精矿7.3克待出售。

　　[0027]通过计算可得各项经济指标为:

　　1.该氧化锌烟尘的浸出过程:铅回收率99.97wt%、银回收率为96.66wt%、锌的浸出率为96.26wt%、二氧化硅的浸出率74.89wt%、锗的浸出率为89.30wt%、铟的浸出率为94.33wt%、铁的浸出率为90.46wt%0

　　[0028]2.在硅净化及吸附过程中，硅的沉淀率达98.96wt%，由于加入了焦炭进行吸附，过滤性能大大改善，所产的沉硅后液也特别的清亮、无悬浮物，完全消除了硅对沉铟、沉锗及过滤的影响;实现了有效回收铟的同时，也提高了所产锗精矿的质量，使锗精矿达到特级以上的品级，而且所加的焦炭在下一步回转窑挥发过程中又得到充分利用。

　　[0029]3.整个综合回收过程锌损失率4.29wt%，即锌回收率95.71wt%。

　　[0030]4.整个综合回收过程锗回收率87.53wt%0

　　[0031]5.整个综合回收过程铟回收率93.98wt%

　　实施例2

　　采用云南罗平锌电股份有限公司湿法炼锌浸出渣进行的回转窑挥发所产的氧化锌烟尘，烘干后缩分制样18000.00克待用，其成分为:锌55.08wt%、锗0.0306wt%、铟0.0249wt%、二氧化娃 8.08wt%、铅9.96wt%、银0.0048wt%、铁5.94wt%。

　　[0032](I)—次浸出:用工业用水做前液，取70升，加入氧化锌烟尘为10000.0克进行浆化，浆化时间30分钟，用浓硫酸调整始酸到130g/l，控制过程温度850C、浸出时间1.5小时、终点PH=1.5后进行过滤I;产出I号浸出渣进行二次浸出和含锌100.79g/l、铟0.0301g/l、二氧化硅9.06 g/Ι、锗0.0358g/l、铅0.0027g/l、银0.0002g/l、二价铁8.55g/l、三价铁

　　0.025g/l的I号浸出液47.0升;

　　(2)二次浸出:对I号浸出渣加入37升工业用水进行浆化，搅拌均匀后用浓硫酸调整始酸140g/l，升温至95°C后，浸出4.0小时，当终点酸6(^/1后进行过滤2;过滤2产出含水份23.15wt%、含锌5.89wt%、锗0.0088wt%、铟0.0035wt%、铅35.56wt%、二氧化硅6.82wt%、银

　　0.017wt%、铁1.91￥七％的2号浸出湿渣3643克做铅银精矿出售和含锌16.38g/l、铟0.0264g/

　　1、二氧化硅5.53g/l、锗0.0306g/l、铅0.0014g/l、银0.000091g/l、二价铁4.02g/l、三价铁

　　0.02g/1的2号浸出液34.00升返一次浸出做楽化液；

　　(3)硅的净化及吸附:用I号浸出液46.5升做前液，升温至75°C、把所加牛胶共计632克加入到60°C水中配成30wt°/c^水溶液并缓慢加入到沉硅的溶液中，边加边搅拌，加入后继续搅拌30分钟，再加入41.85克过80目筛网的焦炭，搅拌20分钟、静止50分钟过滤后3 ；过滤3产出含水份 39.25wt%、含锌 4.12wt%、含锗 0.001 lwt%、含铟0.00015wt%、含铅 0.021wt%、含二氧化硅69.03wt%、含银0.0015wt%、含铁0.56wt°/c^3号硅炭湿渣999克和含锌101.78g/l、含铟

　　0.0305g/l、二氧化硅 0.05g/l、锗0.0362g/l、二价铁 8.63g/l、三价铁 0.001g/l、铅银微量的3号沉硅过滤液45.8升;3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号沉硅过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　(4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液45.0升，升温到70 0C，缓慢加入已配制成20wt%的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.5，静止30分钟后进行过滤4;过滤4产出含水份53.16wt%、含锌2.08wt%、含锗0.0022wt%、含铟4.98 wt%、含二氧化硅5.78wt%、含铁7.65wt%的4号铟精矿湿重58.49克和含锌102.68g/l、含铟0.00018g/l、二氧化硅0.015g/l、锗

　　0.0365g/l、二价铁8.66g/l、三价铁0.001g/l的4号沉铟后液44.6升;4号沉铟精矿出售或进一步回收铟，4号沉铟后液进行下一步的沉锗。

　　[0033](5)单宁沉锗:用4号沉铟后液43.5升、升温到70°C、把55.57克单宁酸以20wt%的浓度溶解于50°c>6(rc的水中并在搅拌的情况下缓慢的加入到待沉锗的溶液中，加完后继续搅拌35分钟后进行过滤5，过滤5得到单宁锗渣和含锌103.77g/l、二氧化硅0.0lg/Ι、锗

　　0.00014g/l、二价铁8.73g/l、三价0.001g/l的5号沉锗后液43.0升。5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而单宁锗渣在液固比4:1、温度75°C下洗涤40分钟后进行过滤6，过滤6得到含水份65.28wt%、含锌3.38wt%、含锗3.24wt%、含二氧化硅0.45wt%、含铁2.38wt°/c^6号洗后单宁锗渣湿重112克和含锌3.45g/l、含二氧化硅0.001g/l、含锗0.0001g/l、含二价铁0.21g/l、含三价铁0.001g/l的6号锗渣洗水0.84升。6号锗渣洗水返一次浸出做浆化液，洗后单宁锗渣在105°C下烘干后并在550?600°C下灼烧致衡重后得到含锌18.54wt%、含锗18.04wt%、二氧化硅2.49wt%、铁13.25wt%、硫1.31wt%、铅微量的锗精矿8.72克待出售。

　　[0034]通过计算可得各项经济指标为:

　　1.该氧化锌烟尘的浸出过程:铅回收率99.98wt%、银回收率为97.34wt%、锌的浸出率为97.0I wt%、二氧化硅的浸出率75.97wt%、锗的浸出率为91.99wt%、铟的浸出率为96.04wt%、铁的浸出率为90.97wt%0

　　[0035]2.在硅净化及吸附过程中，硅的沉淀率达99.46wt%，由于加入了焦炭进行吸附，过滤性能大大改善，所产的沉硅后液也特别的清亮、无悬浮物，完全消除了硅对沉铟、沉锗及过滤的影响;实现了有效回收铟的同时，也提高了所产锗精矿的质量，使锗精矿达到特级以上的品级，而且所加的焦炭在下一步回转窑挥发过程中又得到充分利用。

　　[0036]3.整个综合回收过程锌损失率3.57wt%，即锌回收率96.43wt%。

　　[0037]4.整个综合回收过程锗回收率90.62wt%0

　　[0038]5.整个综合回收过程铟回收率95.40wt%o

　　[0039]实施例3

　　采用云南罗平锌电股份有限公司湿法炼锌浸出渣进行的回转窑挥发所产的氧化锌烟尘，其中含锌 50wt%、锗 0.02wt%、铟0.015wt%、铅6wt%、二氧化硅 5wt%、银0.003wt%、铁 4wt%。

　　[0040]I)—次浸出:用锌电解废液将氧化锌烟尘按6:1的液固比进行浆化，浆化时间25分钟，用浓硫酸调整始酸125g/l，控制过程温度80°C、浸出时间1.2小时、终点pH=l.2后进行过滤1，过滤I产出I号浸出渣和I号浸出液，I号浸出渣进行二次浸出，I号浸出液进行硅的净化及吸附；

　　2)二次浸出:用工业用水对I号浸出渣按4:1的液固比进行浆化，用浓硫酸调整始酸135g/l，控制过程温度92°C、浸出时间3.5小时、终点酸558/1后进行过滤2，过滤2产出2号浸出渣和2号浸出液，2号浸出渣做铅银精矿出售，2号浸出液返回一次浸出做浆化液；

　　3)硅的净化及吸附:用I号浸出液做前液，升温到72°C、加入牛胶水溶液，加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1.5:1，加入时边搅拌边缓慢加入、加完搅拌25分钟之后，加入过80目筛网的活性炭，加入量为0.85kg/m3，再搅拌18分钟、静止45分钟后进行过滤3，过滤3产出3号硅炭渣和3号过滤液，3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液，升温到68°C，缓慢加入已配制好的18wt%的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.2，静止25分钟后进行过滤4，过滤4产出4号铟精矿和进行下一步沉锗的4号沉铟后液；

　　5)单宁沉锗:用4号沉铟后液、升温到65°C、单宁酸倍率30倍、搅拌32分钟后进行过滤5，过滤5得到5号单宁锗渣和5号沉锗后液，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而所产5号单宁锗渣在液固比3.5:1、温度70°C下洗涤35分钟后进行过滤6，过滤6得到6号洗后单宁锗渣和6号锗渣洗水，6号洗后单宁锗渣经烘干、灼烧得到含锗17.58的％的锗精矿出售，6号锗渣洗水返一次浸出调浆。

　　[0041 ]通过计算可得各项经济指标为:

　　1.该氧化锌烟尘的浸出过程:铅回收率99.99wt%、银回收率为97.54wt%、锌的浸出率为97.10wt%、二氧化硅的浸出率76.97wt%、锗的浸出率为92.99wt%、铟的浸出率为96.24wt%、铁的浸出率为91.09wt%。

　　[0042]2.在硅净化及吸附过程中，硅的沉淀率达99.50wt%，由于加入了活性炭进行吸附，过滤性能大大改善，所产的沉硅后液也特别的清亮、无悬浮物，完全消除了硅对沉铟、沉锗及过滤的影响。实现了有效回收铟的同时，也提高了所产锗精矿的质量，使锗精矿达到特级以上的品级，而且所加的活性炭在下一步回转窑挥发过程中又得到充分利用。

　　[0043]3.整个综合回收过程锌损失率3.72wt%，即锌回收率96.28wt%。

　　[0044]4.整个综合回收过程锗回收率90.52wt%。

　　[0045]5.整个综合回收过程铟回收率95.33wt%。

　　[0046]实施例4

　　采用云南罗平锌电股份有限公司湿法炼锌浸出渣进行的回转窑挥发所产的氧化锌烟尘，其中含锌 55wt%、锗 0.03wt%、铟0.025wt%jftl0wt%、二氧化硅 8wt%、银0.005wt%、铁 6wt%。

　　[0047]I)—次浸出:用锌电解废液和2号浸出液、6号锗渣洗水做浆化液，将氧化锌烟尘按7:1的液固比进行浆化，浆化时间25分钟，用浓硫酸调整始酸125g/l，控制过程温度80°C、浸出时间1.4小时、终点pH=l.4后进行过滤I，过滤I产出I号浸出渣和I号浸出液，I号浸出渣进行二次浸出，I号浸出液进行硅的净化及吸附；

　　2)二次浸出:用锌电解废液对I号浸出渣按5:1的液固比进行浆化，用浓硫酸调整始酸135g/l，控制过程温度94°C、浸出时间3.5小时、终点酸558/1后进行过滤2，过滤2产出2号浸出渣和2号浸出液，2号浸出渣做铅银精矿出售，2号浸出液返回一次浸出做浆化液； 3)硅的净化及吸附:用I号浸出液做前液，升温到70°C、加入牛胶水溶液，加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1.2:1，加入时边搅拌边缓慢加入、加完搅拌25分钟之后，加入过80目筛网的木炭，加入量为0.90kg/m3，再搅拌18分钟、静止45分钟后进行过滤3，过滤3产出3号硅炭渣和3号过滤液，3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号过滤液进行下一步的中和沉铟；

　　4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液，升温到65°C，缓慢加入已配制好的18wt%的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.2，静止25分钟后进行过滤4，过滤4产出4号铟精矿和进行下一步沉锗的4号沉铟后液；

　　5)单宁沉锗:用4号沉铟后液、升温到60°C、单宁酸倍率35倍、搅拌32分钟后进行过滤5，过滤5得到5号单宁锗渣和5号沉锗后液，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而所产5号单宁锗渣在液固比3.5:1、温度70°C下洗涤35分钟后进行过滤6，过滤6得到6号洗后单宁锗渣和6号锗渣洗水，6号洗后单宁锗渣经烘干、灼烧得到含锗18.12^%的锗精矿出售，6号锗渣洗水返一次浸出调浆。

　　[0048]通过计算可得各项经济指标为:

　　1.该氧化锌烟尘的浸出过程:铅回收率99.95wt%、银回收率为97.48wt%、锌浸出率为97.13wt%、二氧化硅浸出率76.78wt%、锗的浸出率为92.85wt%、铟的浸出率为96.19wt%、铁的浸出率为91.67wt%。

　　[0049]2.在硅净化及吸附过程中，硅的沉淀率达99.48wt%,由于加入了木炭进行吸附，过滤性能大大改善，所产的沉硅后液也特别的清亮、无悬浮物，完全消除了硅对沉铟、沉锗及过滤的影响。实现了有效回收铟的同时，也提高了所产锗精矿的质量，使锗精矿达到特级以上的品级，而且所加的木炭在下一步回转窑挥发过程中又得到充分利用。

　　[0050]3.整个综合回收过程锌损失率3.94wt%，即锌回收率96.06wt%。

　　[0051 ] 4.整个综合回收过程锗回收率90.15wt%0

　　[0052]5.整个综合回收过程铟回收率95.36wt%。

　　【主权项】

　　1.一种从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于所述方法的步骤为: 1)一次浸出:用浆化液将氧化锌烟尘按6?7: I的液固比进行浆化，浆化时间20?30分钟，用浓硫酸调整始酸12(^/1~13(^/1，控制过程温度75°085°(:、浸出时间1.0~1.5小时、终点PH=1.1?1.5后进行过滤I，过滤I产出I号浸出渣和I号浸出液，I号浸出渣进行二次浸出，I号浸出液进行硅的净化及吸附； 2)二次浸出:用工业用水或者锌电解废液对I号浸出渣按4?5:1的液固比进行浆化，用浓硫酸调整始酸130g/l?140g/l，控制过程温度90°095°C、浸出时间3.0?4.0小时、终点酸50?60g/l后进行过滤2，过滤2产出2号浸出渣和2号浸出液，2号浸出渣做铅银精矿出售，2号浸出液返回一次浸出做浆化液； 3)硅的净化及吸附:用I号浸出液做前液，升温到70°C~75°C、加入牛胶水溶液，加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1?1.5:1，加入时边搅拌边缓慢加入、加完搅拌20?30分钟之后，加入无定形碳，加入量为0.85-0.95kg/m3，再搅拌15?20分钟、静止40?50分钟后进行过滤3，过滤3产出3号硅炭渣和3号过滤液，3号硅炭渣送回转窑挥发回收其中的有价金属，3号过滤液进行下一步的中和沉铟； 4)中和沉铟:用硅净化后的3号过滤液，升温到650C-70 0C，缓慢加入已配制好的15wt%~20的％的碳酸钠水溶液，把溶液酸度pH值调整到3.0?3.5，静止20?30分钟后进行过滤4，过滤4产出4号铟精矿和进行下一步沉锗的4号沉铟后液； 5)单宁沉锗:用4号沉铟后液、升温到60°070°C、单宁酸倍率30?35倍、搅拌30?35分钟后进行过滤5，过滤5得到5号单宁锗渣和5号沉锗后液，5号沉锗后液送电锌系统回收锌，而所产5号单宁锗渣在液固比3?4:1、温度65°C~75°C下洗涤30?40分钟后进行过滤6，过滤6得至IJ6号洗后单宁锗渣和6号锗渣洗水，6号洗后单宁锗渣送灼烧车间灼烧得到锗精矿出售，6号锗渣洗水返一次浸出做浆化液。2.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于所述的高硅低锗、低铟氧化锌烟尘为含锌50wt%~55wt%、锗0.02wt%~0.03wt%、铟0.015wt%~0.025wt%、二氧化娃 5wt%?8wt%。3.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤I中所述的浆化液为工业用水、锌电解废液、2号浸出液、6号锗渣洗水中的一种或几种。4.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤I中所述的终点PH=1.2?1.4。5.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤3中所述的牛胶水溶液加入量为牛胶:溶液中二氧化硅的量=1.2?1.4:1。6.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤3中所述的牛胶水溶液为取牛胶加入到50 °C -60 °C水中配制成20被%~30^%的水溶液。7.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤3中所述的无定形碳为焦炭、活性炭、木炭中的一种或几种。8.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤3中所述的无定形碳加入量为0.90kg/m3。9.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤3中所述的无定形碳为过80目筛网的无定形碳。10.根据权利要求1所述的从高硅低锗、低铟氧化锌烟尘中回收有价金属的方法，其特征在于步骤5中所述的单宁酸倍率为32?34倍。

　　【文档编号】C22B11/00GK105838891SQ201610212115

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月7日

　　【发明人】杨建兴, 赵德军, 赵兵伍, 陈长浩, 周立雄, 赵菊华, 赵保灿, 陈会东, 龙国心

　　【申请人】云南罗平锌电股份有限公司

　　一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法

　　【专利摘要】一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，属于资源化综合利用领域。本发明用氯化钠、氯化钾和氯化铝混合物粉与钒渣粉在700?1000℃下一起焙烧，将钒渣中三价钒直接还原到单质钒。反应温度比传统钒渣冶炼钒铁温度1300?1700℃低300?1000℃。比传统的焙烧工艺流程短，不需要把三价钒氧化到五价钒再还原到单质钒并且钒渣中其他的有价金属钛、铁、锰和铬也得到了回收；本发明方法产生的Cl2可以用于熔盐强化钒渣中有价金属的溶解，减少渣中的铬钒对环境造成的危害，和传统的钠化焙烧相比，本发明方法可以有效提取铬，对于经济、环保的处理含铬渣是非常有前景。

　　【专利说明】

　　一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，属于资源化综合利用领域。

　　【背景技术】

　　[0002]钛重量轻，强度高，据金属光泽，良好的抗腐腐蚀能。钒熔点高，有延展性，质坚硬，抗腐蚀性强，可以提高钢的强度和韧性，碳化钒可以提高抗氢腐蚀能力。中国每年生产大量的钒，约85 %应用于冶炼合金钢。铬可以提高钢的抗氧化性和耐腐蚀性，是耐热钢的重要合金元素。锰在炼钢过程中，是良好的脱氧剂和脱硫剂。钒渣中含有大量的有价金属铁、锰、钒和铬。钒渣中V2O3含量为10.05wt.% ,Cr2O3的含量为5.84wt.%，FeO含量为37wt.% ,MnO含量为 5.93wt.%，Si02 的含量为 20.88wt.%，T12 的含量为 11.38wt.%，A1203 含量为3.38wt.%，MgO的含量为3.15wt.%,其他含量为2.39wt.%。钒渣主要物相有:尖晶石相(钒铁尖晶石、锰钒尖晶石和钛铁尖晶尖)、硅酸盐相(铁橄榄石和辉石)和金属铁相。钒主要以三价形式存在于钒铁尖晶石(FeV2O4)中，铬也主要以三价形式存在于铁铬尖晶石(FeCr2O4)中，钛主要以四价形式存在于钛铁尖晶石(Fe2T14)中。渣中的钒铬若得不到有效回收，将对环境造成极大的危害。

　　[0003]现在工业上钒渣的综合利用主要有焙烧提钒、钒渣直接合金化和冶炼含钒合金。焙烧提钒法是将钒渣与添加剂(他20)3、他(:1、他0!1、他2304工&0)3或者0&0—种或者多种混合)混合物在800°C左右于回转窑或竖炉中焙烧4小时左右，因为三价钒不溶于与水和酸，焙烧的目的在于把三价钒氧化为四价或者五价钒，使钒进入水溶液中，之后通过溶剂萃取和反萃法把钒富集，再通过铵盐沉淀法，把形成钒酸铵煅烧分解成五氧化二钒，五氧化二钒通过还原得到金属钒。焙烧法主要问题如下:(I)流程长；(2钒渣中的钒由三价氧化为五价又被还原到金属钒，造成能源消耗高；(3)焙烧排放大量Cl2，HCl，SO2等有害气体，未能得到充分利用，严重污染环境；(4)钒的总回收率低；(5)钒渣中其他有价金属钛铬锰铁得不到充分利用。钒渣直接合金化是将富钒渣加入炼钢渣中，通过钢水中碳把钒渣中的钒还原，钒通过扩散进入钢液。直接合金化的主要问题:(I)炼钢操作复杂化和钢水温降大；(2)钢中夹杂增多；(3)钢种磷含量增加。钒渣直接冶炼钒铁是将钒渣中的氧化铁在1300-1700°C左右采用选择性还原的方法，在电弧炉内用碳、硅铁或者硅钙合金将钒渣中的铁还原，使大部分铁从钒渣中分离出去，而钒仍留在钒渣中，这样得到了V/Fe比高的预还原钒渣。第二阶段是在电弧炉内，将脱铁后的预还原钒渣用碳、硅或铝还原，得到钒铁合金。直接冶炼钒铁的主要问题:(I)还原温度高，能耗高；(2)—般需要先还原铁后还原其他有价金属，工艺复杂。在已有的钒渣利用工艺流程中，金属钛得不到利用，造成资源浪费。

　　【发明内容】

　　[0004]本发明目的是为了克服焙烧法流程长、能源消耗高、严重污染环境;钒渣中其他有价金属钛铬锰铁得不到充分利用、钒的总回收率低;而钒渣直接合金化炼钢操作复杂化和钢水温降大、钢中夹杂增多、钢种磷含量增加等问题。

　　[0005]本发明提出了一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其包括以下步骤:

　　[0006]I).将干燥钢铁厂固体钒渣粉、氯化钠、氯化钾、氯化铝粉按一定比例混匀。将混合物放入氧化铝坩祸中，将氧化铝坩祸放入竖炉中，竖炉中通有高纯氩气，氩气从竖炉底部进入，顶部出。将竖炉升温到一定温度，保温一定时间，在这个过程中，出气口的气体通入横式炉中，横式炉保持一定温度，横式炉中放有金属镁。

　　[0007]2)竖炉保温结束后，将采用石墨棒作的阴阳极插入熔盐中，石磨棒顶端与刚玉坩祸底部保持一定距离里。进行熔盐电解一定时间。这个过程中，竖炉出气口的气体，不经过横式炉。同时，收集横式炉中的金属钛。

　　[0008]3)电解完后，电极在氩气保护下冷却，将电解产物从阴极取出，使用乙醇冲洗数次，低温烘干得到铁锰铬钒合金。

　　[0009]其中步骤I)中加入的固体钒渣粒度在48-120微米之间，

　　[0010]其中步骤I)中氯化钠、氯化钾是为了形成低熔点的熔盐，在电解中不参与反应，可以从碱金属氯化物或者碱土金属氯化物中选择一种或者多种氯化物，形成熔盐。

　　[0011 ]其中步骤I)中氯化铝的加入使得钒渣熔盐电解可以进行，氯化铝的重量占NaCl、KCl和AlCl3质量的10%-65% ^lCl3与钒渣的质量比大于I。

　　[0012]其中步骤I)中竖炉升温到700-1000°C。

　　[0013]其中步骤I)中横式炉的温度在500-1000°C。

　　[0014]其中步骤I)中横式炉金属镁可以是镁肩，也可以是金属镁网。

　　[0015]其中步骤2)电解电压是2.0-3.0￥，所述电解电流密度为10011^-30011^/0112。电解时间是 10_20h。

　　[0016]本发明特点如下:

　　[0017](I)本发明找到了一种可以破坏钒渣结构的物质氯化铝，使得熔盐电解钒渣能够实现。

　　[0018]8AlCl3+3FeV204=4Al203+3FeCl2+6VCl3

　　[0019]4AlCl3+3Fe2Si04=2Al203+6FeCl2+3Si02

　　[0020]8AlCl3+3Fe2Ti04=4Al203+6FeCl2+3TiCl4[0021 ] 8AlCl3+3FeCr204=4Al203+3FeCl2+6CrCl3

　　[0022]8AlCl3+3MnV204=4Al203+3MnCl2+6VCl3

　　[0023](2)本方法用氯化钠(NaCl)、氯化钾(KCl)和氯化铝(AlCl3)混合物粉，氯化铝的重量占NaCl、KCl和AlCl3质量的10%-65%<^1(:13的质量与钒渣的质量比大于I。这和传统钠化焙烧用Na2C03+NaCl+Na2S04和传统钙化焙烧用CaCO3或CaO粉明显不同；

　　[0024](3)本方法反应温度在700-1000°C，比传统钒渣冶炼钒铁温度1300-1700°C低300-1OOO0C;

　　[0025](4)本方法将钒渣中三价钒直接还原到单质钒，比传统的焙烧工艺流程短，不需要把三价钒氧化到五价钒再还原到单质钒并且钒渣中其他的有价金属钛、铁、锰和铬也得到了回收；

　　[0026](5)本方法可以有效分离钒渣中的钛，挥发出来的四氯化钛可以制备金属钛，也可以制备金红石，对于传统的钛生产工艺的改进也有很大的指导意义。

　　[0027]TiCl4+2Mg=2MgCl2+Ti

　　[0028]TiCl4+2H20=Ti02+4HCl

　　[0029](6)和传统钠化焙烧相比，本方法产生的Cl2可以用于熔盐强化钒渣中有价金属的溶解。

　　[0030](7)渣中的铬钒对环境有极大的危害，国家环保部门对渣中的铬含量有严格要求，和传统的钠化焙烧相比，本方法可以有效提取铬。此方法对于经济、环保的处理含铬渣是非常有前景。

　　【具体实施方式】

　　[0031]此出所描述的具体实例仅仅用于解释本发明，并不用于限定本发明，本领域技术人员应当理解，本发明的方法并不仅限于提取钒渣中有价金属的，另外，本方法，也可以把挥发出来的TiCl4用于制备Ti02。现将本发明的具体实施例叙述于后

　　[0032]实施例1

　　[0033]将40克国内某钢铁厂干燥钒渣粉(粒度为48-120微米，V2O3含量为10.05wt.%，Cr2O3的含量为5.84wt.%，FeO含量为37wt.%，MnO含量为5.93wt.%，S12的含量为20.88wt.%，T12的含量为 11.38wt.% ,Al2O3含量为3.38wt.%，MgO的含量为3.15wt.%，其他杂质含量为2.39wt.%.)与45克氯化钠粉、55克氯化钾粉和60克氯化铝粉机械混匀，放入坩祸中。将坩祸置于通有高纯氩气的竖炉中，竖炉用带有石墨电极的橡胶塞塞上，升温到800°C，保温Sh，这个过程中，出气口的气体通入温度是800°C横式炉，横式炉中放有镁肩，用于和挥发出来的TiCl4进行反应，得到金属钛。保温结束后，把石墨电极插入熔化的熔盐中进行恒压电解，电解电压设为2.8V，电解时间设为10h，进行电解，这个过程中，出气口的气他不经过横式炉。电解完后，电极在氩气保护下冷却，将电解产物从阴极取出，使用乙醇冲洗数次，低温烘干得到铁锰铬钒合金。同时得到未被电解的残渣。根据下式计算铁(或铬、隹凡、猛)的提取率:铁的提取率=(残渣中铁的质量/40克f凡渣粉中铁的质量)X 100.络、隹凡、锰的提取率也用类似公式计算。

　　[0034]实施例2

　　[0035]将40克国内某钢铁厂干燥钒渣粉(粒度为48-120微米，V2O3含量为10.05wt.%，Cr2O3的含量为5.84wt.%，FeO含量为37wt.%，MnO含量为5.93wt.%，S12的含量为20.88wt.%，T12的含量为 11.38wt.% ,Al2O3含量为3.38wt.%，MgO的含量为3.15wt.%，其他杂质含量为2.39wt.%.)与65克氯化钾粉和100克氯化铝粉机械混匀，放入坩祸中。将坩祸置于通有高纯氩气的竖炉中，竖炉用带有石墨电极的橡胶塞塞上，升温到800°C，保温8h。这个过程中，出气口的气体通入横式炉，横式炉中放有镁肩，用于和挥发出来的TiCl4进行反应，得到金属钛。保温结束后，把石墨电极插入熔化的熔盐中进行恒压电解，电解电压设为2.8V，电解时间设为10h，进行电解，这个过程中，出气口的气他不经过横式炉。电解完后，电极在氩气保护下冷却，将电解产物从阴极取出，使用乙醇冲洗数次，低温烘干得到铁锰铬钒合金。同时得到未被电解的残渣。

　　[0036]实施例3

　　[0037]将40克国内某钢铁厂干燥钒渣粉(粒度为48-120微米，V2O3含量为10.05wt.%，Cr2O3的含量为5.84wt.%，FeO含量为37wt.%，MnO含量为5.93wt.%，S12的含量为20.88wt.%，T12的含量为 11.38wt.% ,Al2O3含量为3.38wt.%，MgO的含量为3.15wt.%，其他杂质含量为2.39wt.%.)与65克氯化钠粉和100克氯化铝粉机械混匀，放入坩祸中。将坩祸置于通有高纯氩气的竖炉中，竖炉用带有石墨电解的橡胶塞塞上，升温到800°C，保温8h。这个过程中，出气口的气体通入横式炉，横式炉中放有镁肩，用于和挥发出来的TiCl4进行反应，得到金属钛。保温结束后，把石墨电极插入熔化的熔盐中进行恒压电解，电解电压设为2.8V，电解时间设为10h，进行电解，这个过程中，出气口的气他不经过横式炉。电解完后，电极在氩气保护下冷却，将电解产物从阴极取出，使用乙醇冲洗数次，低温烘干得到铁锰铬钒合金。同时得到未被电解的残渣。

　　【主权项】

　　1.一种提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于包括以下步骤: 1).将干燥钢铁厂固体钒渣粉、氯化钠、氯化钾、氯化铝粉按一定比例混匀;将混合物放入氧化铝坩祸中，将氧化铝坩祸放入竖炉中，竖炉中通有高纯氩气，氩气从竖炉底部进入，顶部出；将竖炉升温到一定温度，保温一定时间，在这个过程中，出气口的气体通入横式炉中，横式炉保持一定温度，横式炉中放有金属镁； 2)竖炉保温结束后，将采用石墨棒作的阴阳极插入熔盐中，石磨棒顶端与刚玉坩祸底部保持一定距离，进行熔盐电解一定时间;这个过程中，竖炉出气口的气体，不经过横式炉，同时，收集横式炉中的金属钛； 3)电解完后，电极在氩气保护下冷却，将电解产物从阴极取出，使用乙醇冲洗数次，低温烘干得到铁锰铬钒合金。2.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中加入的固体钒渣粒度在48-120微米之间。3.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中氯化钠、氯化钾是为了形成低熔点的熔盐，在电解中不参与反应，从碱金属氯化物或者碱土金属氯化物中选择一种或者多种氯化物，形成熔盐。4.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中氯化铝的加入使得钒渣熔盐电解可以进行，氯化铝的重量占NaCUKCl和A1C13质量的10%-65% ,AlCl3与钒渣的质量比大于I。5.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中竖炉升温到700-1000 °C。6.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中横式炉的温度在500-1000°C。7.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤I)中横式炉金属镁为镁肩或者是金属镁网。8.根据权利要求1所述提取钢铁厂钒渣中钛、铁、锰、钒和铬的方法，其特征在于其中步骤2)电解电压是2.0-3.0V，所述电解电流密度为100mA-300mA/cm2 ；电解时间是10_20h。

　　【文档编号】C22B34/12GK105838892SQ201610211017

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月6日

　　【发明人】王丽君, 刘仕元, 刘晓, 候朋涛, 周国治

　　【申请人】北京科技大学

　　一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，该方法主要包括转型溶液制备，转型，过滤、洗涤，提高滤液中镍的浓度，滤液检测，镍的置换回收等步骤。本发明的优点在于，该方法提供的原料便宜，过程工艺简单，反应温和，操作简便，易于实现规模化生产，而且回收过程无环境污染，符合国家的环保政策，同时转型后的更难溶物质Na3AlF6可作为电解铝的助熔剂使用，得到的氯化镍回收液多次重复利用后可以作为生产镍铁产品的原料，或经Na2S回收处理生成NiS直接进入火法系统，降低了生产成本，提高资源的综合利用水平，本方法与现有的硫酸镍生产工艺完美的结合，对现有生产不造成影响，流程简单，生产成本低，环保效果好。

　　【专利说明】

　　一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于资源与环境技术以及固体废弃物的处理与综合利用技术领域，具体涉及一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]目前，在硫酸镍生产的企业中，镍原料通过硫酸浸出，黄钠铁矾除铁后，再进行P204萃取分离铜锌锰等金属，萃余液通过P5Q7镍钴分离后再蒸发结晶生产硫酸镍产品，P.萃取前必须除去溶液中的钙镁离子，防止钙镁在萃取过程中产生硫酸钙、硫酸镁的结晶，堵塞管道阻碍生产正常运行。

　　[0003]各大企业都用氟化钠除去含镍50_60g/L的硫酸镍溶液中的钙镁离子，由于在高浓度的硫酸镍溶液中除钙镁，使得少部分镍离子进入了氟化钠和氟化镁的晶格形成了置换化合物和间隙化合物，从而形成了含镍的氟化钙渣与氟化镁渣，氟化钙渣与氟化镁渣也叫钙儀渣。

　　[0004]目前通过稀酸、氨水等常规方法洗涤，都无法将钙镁渣中含有的2-3%的镍回收，通过浓酸与钙镁渣反应回收镍，反应过程中生成剧毒氟化氢污染环境又腐蚀设备，而且后续产生的高酸含镍溶液无法低成本回收，通过火法处理，钙镁元素一直在系统循环，能耗高、成本高、且生产过程产生的废气既污染环境，又腐蚀设备，目前生产硫酸镍的企业大多都堆存了大量的钙镁渣，大型企业每年都要产生上千吨的钙镁渣，其中的有价金属镍含有2-3%，按照镍回收品位0.5%计算，这些钙镁渣无法丢弃，大量钙镁渣的存放需要占用大量场地，同时由于钙镁渣颗粒细小，风吹容易形成大量粉尘污染环境，造成资源浪费，所以如何低成本无污染的回收钙镁渣中的金属镍，解决钙镁渣堆存问题是目前各大企业研究的重点。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明的目的是提供一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，以解决现有技术中钙镁渣中的2-3%的镍很难回收，回收能耗高、成本高，生产回收过程产生的废气既污染环境，又腐蚀设备，钙镁渣堆放占用大量场地，易造成环境污染和资源浪费的问题。

　　[0006]为达到上述目的，本发明的技术方案是:一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，包括以下步骤:

　　(a)转型溶液制备:将氯化铝和氯化钠溶液按摩尔比1:2混合，开启搅拌机，并加热，待溶液温度达到70-80 °C ；

　　(b)转型:将钙镁渣加入转型溶液中转型为更难溶物质，钙镁渣和转型溶液的固液比为1:4，反应时间为2-6h，反应温度为50-90 0C ；

　　(c)过滤、洗涤:转型反应结束后，将溶液热过滤，并用洗水洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆；

　　(d)提高滤液中镍的浓度:根据步骤(a)的转型溶液摩尔比向滤液中补加转型溶液，并用洗水将滤液体积调节到步骤(b)中转型溶液的体积，重复步骤(b)-(c)的操作，直到滤液中镍的浓度接近目标值；

　　(e)滤液检测:检测滤液中镍的浓度；

　　(f )镍的置换回收:通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产银铁广品的原料。

　　[0007]优选的，用盐酸控制步骤(a)和(d)中的转型溶液的pH值在0.5-2。

　　[0008]优选的，步骤(a)中搅拌机的转速为150-350r/min。

　　[0009]优选的，步骤(b)中转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的1.5-3倍。

　　[0010]优选的，步骤(C)中的滤渣是Na3AlF6，所述Na3AlF6可作为电解铝助熔剂，步骤(c)中的滤液是氯化镍溶液。

　　[0011]优选的，步骤(C)和(d)中的洗水为蒸馏水。

　　[0012]优选的，步骤(d)反复操作6-8次。

　　[0013]优选的，步骤(e)滤液中镍的浓度为30_50g/L。

　　[0014]优选的，步骤(f)还可用Na2S溶液回收滤液中的镍，生成NiS直接进入火法系统处理。

　　[0015]本发明的优点在于:本发明的方法是将一种难溶物质转型为更难溶物质的方法回收钙镁渣中2-3%的镍，并对转型后的副产品加以利用，该方法提供的原料便宜，过程工艺简单，反应温和，操作简便，易于实现规模化生产，而且回收过程无环境污染，符合国家的环保政策，同时转型后的更难溶物质Na3AlF6可作为电解铝的助熔剂使用，得到的氯化镍回收液多次重复利用后可以作为生产镍铁产品的原料，或经Na2S回收处理生成NiS直接进入火法系统，降低了生产成本，提高资源的综合利用水平，本方法与现有的硫酸镍生产工艺完美的结合，对现有生产不造成影响，流程简单，生产成本低，环保效果好。

　　【附图说明】

　　[0016]图1为本发明的工艺流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0017]下面结合【附图说明】和实施例对本发明作进一步说明。

　　[0018]实施例1

　　按摩尔比为1: 2配制氯化铝和氯化钠的转型溶液200mL，其中加入氯化铝30g，氯化钠26.3g，用盐酸控制转型溶液的pH ? I，开启搅拌机，设置搅拌机的转速为200r/min，并加热，待溶液温度达到75°C时，将50g含镍2.26%的钙镁渣加入转型溶液，并保证转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的2.3倍，保温反应4h，反应温度为70°C，反应结束后，将溶液热过滤，并用蒸馏水进行洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆，通过检测得滤渣中的镍含量为0.11%，滤渣的主要成分为Na3AlF6,可以作为电解铝助熔剂使用，在滤液中补加19g氯化招和16.5g氯化钠，再用蒸馈水将滤液的体积调节至200mL继续浸出，重复上述步骤6次后，测量滤液中的镍含量为32.25g/L后，停止反应，通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产镍铁产品的原料，或者用Na2S溶液回收滤液中的镍，回收后的溶液中镍的含量小于0.001 g/L，生成的Ni S直接进入火法系统处理。

　　[0019]该方法提供的原料便宜，过程工艺简单，反应温和，操作简便，易于实现规模化生产，而且回收过程无环境污染，符合国家的环保政策，同时转型后的更难溶物质Na3AlF6可作为电解铝的助熔剂使用，降低了生产成本，提高资源的综合利用水平，本方法与现有的硫酸镍生产工艺完美的结合，对现有生产不造成影响，流程简单，生产成本低，环保效果好。

　　[0020]实施例2

　　按摩尔比为1: 2配制氯化铝和氯化钠的转型溶液400mL，其中加入氯化铝60g，氯化钠52.6g，用盐酸控制转型溶液的pH? 1，开启搅拌机，设置搅拌机的转速为180r/min，并加热，待溶液温度达到73°C时，将10g含镍2.26%的钙镁渣加入转型溶液，并保证转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的2倍，保温反应3.5h，反应温度为65°C，反应结束后，将溶液热过滤，并用蒸馏水进行洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆，通过检测得滤渣中的镍含量为0.13%，滤渣的主要成分为Na3AlF6,可以作为电解铝助熔剂使用，在滤液中补加38g氯化铝和33g氯化钠，再用蒸馏水将滤液的体积调节至400mL继续浸出，重复上述步骤6次后，测量滤液中的镍含量为32.25g/L，停止反应，通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产镍铁产品的原料，或者用Na2S溶液回收滤液中的镍，回收后的溶液中镍的含量小于0.001 g/L，生成的Ni S直接进入火法系统处理。

　　[0021]实施例3

　　按摩尔比为1:2配制氯化铝和氯化钠的转型溶液2000mL，其中加入氯化铝300g，氯化钠263g，用盐酸控制转型溶液的pH? 1，开启搅拌机，设置搅拌机的转速为300r/min，并加热，待溶液温度达到78 0C时，将500g含镍2.26%的钙镁渣加入转型溶液，并保证转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的2.5倍，保温反应4.5h，反应温度为75 0C，反应结束后，将溶液热过滤，并用蒸馏水进行洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆，通过检测得滤渣中的镍含量为0.12%，滤渣的主要成分为Na3AlF6,可以作为电解铝助熔剂使用，在滤液中补加190g氯化招和165g氯化钠，再用蒸馈水将滤液的体积调节至2000mL继续浸出，重复上述步骤7次后，测量滤液中的镍含量为32.lg/L，停止反应，通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产镍铁产品的原料，或者用Na2S溶液回收滤液中的镍，回收后的溶液中镍的含量小于0.001 g/L，生成的Ni S直接进入火法系统处理。

　　[0022]实施例4

　　按摩尔比为1:2配制氯化铝和氯化钠的转型溶液4000mL，其中加入氯化铝600g，氯化钠526g，用盐酸控制转型溶液的pH? 1，开启搅拌机，设置搅拌机的转速为350r/min，并加热，待溶液温度达到80°(:时，将100g含镍2.26%的钙镁渣加入转型溶液，并保证转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的3倍，保温反应5h，反应温度为80°C，反应结束后，将溶液热过滤，并用蒸馏水进行洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆，通过检测得滤渣中的镍含量为0.13%，滤渣的主要成分为Na3AlF6,可以作为电解铝助熔剂使用，在滤液中补加380g氯化招和330g氯化钠，再用蒸馈水将滤液的体积调节至4000mL继续浸出，重复上述步骤7次后，测量滤液中的镍含量为31.95g/L，停止反应，通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产镍铁产品的原料，或者用Na2S溶液回收滤液中的镍，回收后的溶液中镍的含量小于0.001 g/L，生成的Ni S直接进入火法系统处理。

　　[0023]以上所述的仅是本发明的较佳实例，本发明的技术方案并不受此限制，应当指出对于本领域普通技术人员来说，在本发明所提供的技术启示下，作为本领域的公知常识，还可以做出其他等同变型和改进，也应视为本发明的保护范围。

　　【主权项】

　　1.一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:包括以下步骤: (a)转型溶液制备:将氯化铝和氯化钠溶液按摩尔比1:2混合，开启搅拌机，并加热，待溶液温度达到70-80 °C ； (b)转型:将钙镁渣加入转型溶液中转型为更难溶物质，钙镁渣和转型溶液的固液比为1:4，反应时间为2-6h，反应温度为50-90 0C ； (c)过滤、洗涤:转型反应结束后，将溶液热过滤，并用洗水洗涤，过滤后的滤液待用，滤渣烘干后单独成堆； (d )提高滤液中镍的浓度:根据步骤(a )的转型溶液摩尔比向滤液中补加转型溶液，并用洗水将滤液体积调节到步骤(b)中转型溶液的体积，重复步骤(b)-(c)的操作，直到滤液中镍的浓度接近目标值； (e)滤液检测:检测滤液中镍的浓度； (f )镍的置换回收:通过在滤液中加入微细的铁粉来置换回收滤液中的镍，并作为生产镍铁产品的原料。2.如权利要求1所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:用盐酸控制步骤(a )和(d )中的转型溶液的pH值在0.5-2。3.如权利要求2所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(a)中搅拌机的转速为150-350r/min。4.如权利要求3所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(b)中转型溶液氯化铝和氯化钠的含量是加入的钙镁渣中氟含量的1.5-3倍。5.如权利要求4所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(c)中的滤渣是Na3AlF6，所述Na3AlF6可作为电解招助恪剂，所述步骤(c)中的滤液是氯化银溶液。6.如权利要求5所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(c)和(d)中的洗水为蒸馏水。7.如权利要求6所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(d)反复操作6-8次。8.如权利要求7所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(e )滤液中镍的浓度为30-50g/L。9.如权利要求1-8任意权利要求所述的一种用转型溶液从含镍的钙镁渣中回收镍的方法，其特征在于:所述步骤(f)还可用Na2S溶液回收滤液中的镍，生成NiS直接进入火法系统处理。

　　【文档编号】C22B7/04GK105838893SQ201610215550

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月8日

　　【发明人】杨志强, 李娟 , 张娟, 张新涛, 马海青, 张素超, 欧晓健, 张鹏, 樊昱, 张科翠, 赵书运

　　【申请人】金川集团股份有限公司

　　富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种富氧顶吹熔炼?沉降分离处理铜浮渣的工艺，所述富氧顶吹熔炼?沉降分离处理铜浮渣的工艺包括：将铜浮渣、纯碱、焦炭和铁屑加入富氧顶吹转炉并吹入富氧进行熔炼分离；将所述富氧顶吹转炉产生的熔体输送至保温炉并吹入氧气进行沉降分离；回收所述保温炉产生的铜锍和粗铅。根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼?沉降分离处理铜浮渣的工艺具有熔炼强度高、生产成本低、铜锍分离效果好等优点。

　　【专利说明】

　　富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及一种富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]铜浮渣是粗铅冶炼过程中，粗铅冷却时，在粗铅表面形成的一层含铜及贵金属较高的浮渣。相关技术采用底吹炉工艺和侧吹炉工艺处理铜浮渣，熔炼强度低、相配套的上料系统和烟气处理系统复杂，生产成本较高，且铜锍分离效果差。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的上述技术问题之一。为此，本发明提出一种富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，该富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺具有熔炼强度高、生产成本低、铜锍分离效果好等优点。

　　[0004]为实现上述目的，根据本发明的实施例提出一种富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，所述富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺包括:将铜浮渣、纯碱、焦炭和铁肩加入富氧顶吹转炉并吹入富氧进行熔炼分离;将所述富氧顶吹转炉产生的熔体输送至保温炉并吹入氧气进行沉降分离；回收所述保温炉产生的铜锍和粗铅。

　　[0005]根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺具有熔炼强度高、生产成本低、铜锍分离效果好等优点。

　　[0006]另外，根据本发明上述实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0007]根据本发明的一个实施例，所述铜浮渣、所述纯碱、所述焦炭和所述铁肩的质量比为100:8:6:8。

　　[0008]根据本发明的一个实施例，所述富氧顶吹转炉的生产周期为8h，其中，加料时间

　　0.5-1.5h，熔化还原时间6-7h，排放熔体时间0.5h。

　　[0009]根据本发明的一个实施例，吹入所述富氧顶吹转炉的富氧的含氧量不小于90%。

　　[0010]根据本发明的一个实施例，所述富氧顶吹转炉内的温度不超过1200°C。

　　[0011]根据本发明的一个实施例，所述保温炉内的温度不超过1200°C。

　　[0012]根据本发明的一个实施例，将所述保温炉产生的炉渣输送至所述富氧顶吹转炉。

　　[0013]根据本发明的一个实施例，将所述富氧顶吹转炉和所述保温炉产生的烟气通过水冷烟道输送至除尘装置，将经所述除尘装置除尘后的烟气输送至脱砷装置，回收所述脱砷装置产生的砷。

　　[0014]根据本发明的一个实施例，将所述脱砷装置产生的烟尘输送所述富氧顶吹转炉。

　　[0015]根据本发明的一个实施例，将所述脱砷装置产生的尾气输送脱硫塔。

　　【附图说明】

　　[0016]图1是根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置的结构示意图。

　　[0017]图2是根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺的流程图。

　　[0018]附图标记:富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置1、富氧顶吹转炉100、转炉炉体110、转炉炉口 111、转炉驱动系统120、熔炼枪130、保温炉200、保温炉炉体210、保温炉炉口 211、粗铅口 212、吹炼枪220、流槽300。

　　【具体实施方式】

　　[0019]下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的示例在附图中示出，其中自始至终相同或类似的标号表示相同或类似的元件或具有相同或类似功能的元件。下面通过参考附图描述的实施例是示例性的，旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0020]下面参考附图描述根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I。下述上下(竖直)方向以富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I实际作业时的上下方向为准。

　　[0021]如图1所示，根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I包括富氧顶吹转炉100和保温炉200。

　　[0022]富氧顶吹转炉100可前后转倾且可绕自身的中心轴线转动，氧气由富氧顶吹转炉100的顶部吹入。保温炉200与富氧顶吹转炉100直接或间接相连，富氧顶吹转炉100熔炼后产生的熔体被输送至保温炉200进行沉降分离。

　　[0023]根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I，采用富氧顶吹转炉100对铜浮渣进行熔炼，由于富氧顶吹转炉100作业时不停的转动，炉内熔体不存在死角，每一部分都处于充分搅拌之中，热量均匀、熔炼强度大。此外，富氧顶吹转炉100相配套的上料系统和烟气处理系统简单，生产成本更低。

　　[0024]并且，在富氧顶吹转炉100的后续流程中进一步设置保温炉200，利用保温炉200对富氧顶吹转炉100熔炼后的熔体进行沉降分离，分离效果更好、产出的铜锍含铅量更低。

　　[0025]因此，根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I具有熔炼强度高、工艺流程短、投资小、铅回收率高、效率高、铜硫含铅低、物料使用性广、自动化程度高，劳动强度低、环保好等优点。

　　[0026]下面参考附图描述根据本发明具体实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I。

　　[0027]在本发明的一些具体实施例中，如图1所示，根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I包括富氧顶吹转炉100和保温炉200。

　　[0028]具体而言，如图1所示，富氧顶吹转炉100包括转炉炉体110、转炉驱动系统120和熔炼枪130。转炉炉体110的顶部设有转炉炉口 111，转炉炉口 111与保温炉200直接或间接相连。转炉驱动系统120与转炉炉体110传动连接，转炉驱动系统120驱动转炉炉体110倾动以及绕转炉炉体110的中心轴线自转，S卩转炉炉体110的倾动和自转由转炉驱动系统120驱动。熔炼枪130由转炉炉口 111伸入转炉炉体110，熔炼枪130通过转炉炉口 111向转炉炉体110内吹入富氧。

　　[0029]其中，如图1所示，富氧顶吹转炉100熔炼铜浮渣时，转炉炉体110相对于竖直方向倾斜设置，例如，转炉炉体110的中心轴线相对于竖直方向倾斜60-70°。也就是说，富氧顶吹转炉100采用顶斜吹的方式对铜浮渣进行熔炼。

　　[0030]可选地，熔炼枪130与转炉炉体110内的熔体间隔设置，即熔炼枪130不插入转炉炉体110内的熔体内，例如，熔炼枪130与转炉炉体110内的熔体的间距为300-500毫米。

　　[0031]在本发明的一些具体示例中，如图1所示，保温炉200包括保温炉炉体210和吹炼枪220 ο保温炉炉体210上设有保温炉炉口 211、粗铅口 212、铜锍口(图中未示出)、渣口(图中未示出)和吹炼口，保温炉炉口 211与富氧顶吹转炉100直接或间接相连。吹炼枪220通过所述吹炼口向保温炉炉体210内吹入氧气。

　　[0032]有利地，粗铅口212为虹吸口，以利用虹吸原理将粗铅放至铅模铸锭。

　　[0033]在本发明的一些具体实施例中，如图1所示，富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I还包括流槽300 ο保温炉200通过流槽300与富氧顶吹转炉100间接相连，富氧顶吹转炉100熔炼后产生的熔体，由转炉炉口 111倾倒至流槽300，再沿流槽300由保温炉炉口 211进入保温炉炉体210。

　　[0034]有利地，富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的装置I还包括熔炼水冷烟道、吹炼水冷烟道、除尘装置和脱砷装置。所述熔炼水冷烟道与富氧顶吹转炉100直接或间接相连。所述吹炼水冷烟道与保温炉200直接或间接相连。所述除尘装置为表冷布袋且分别与所述熔炼水冷烟道和所述吹炼水冷烟道相连。所述脱砷装置与所述除尘装置相连。富氧顶吹转炉100和保温炉200产生的烟气分别通过熔炼水冷烟道和吹炼水冷烟道输送至除尘装置，经所述除尘装置除尘后的烟气输送至脱砷装置，回收所述脱砷装置产生的砷。

　　[0035]下面参考附图描述根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工

　　-H-

　　O

　　[0036]如图2所示，根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺包括:

　　[0037]将铜浮渣、纯碱、焦炭和铁肩加入富氧顶吹转炉100并吹入富氧进行熔炼分离，产生粗铅、铜锍和炉渣的混合熔体；

　　[0038]将富氧顶吹转炉100产生的混合熔体输送至保温炉200并吹入氧气进行沉降分离，产出铜锍、粗铅和炉渣；

　　[0039]回收保温炉200产生的铜锍和粗铅。

　　[0040]其中，焦炭可将铜浮渣中的氧化铅还原成铅进入粗铅相。纯碱可以降低铜浮渣的熔点、提高铜浮渣的流动性，且可以在高温下与砷、锑的氧化物生成砷酸盐、锑酸盐和钠砷铜锍，并使部分砷、锑造渣除去。铁肩可降低铜锍和炉渣中的铅，从而提高铜锍的铜铅比。

　　[0041]根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，采用富氧顶吹转炉100对铜浮渣进行熔炼，由于富氧顶吹转炉100作业时不停的转动，炉内熔体不存在死角，每一部分都处于充分搅拌之中，热量均匀、熔炼强度大。此外，富氧顶吹转炉100相配套的上料系统和烟气处理系统简单，生产成本更低。

　　[0042]并且，在富氧顶吹转炉100的后续流程中进一步设置保温炉200，利用保温炉200对富氧顶吹转炉100熔炼后的熔体进行沉降分离，分离效果更好、产出的铜锍含铅量更低。

　　[0043]因此，根据本发明实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺具有熔炼强度高、工艺流程短、投资小、铅回收率高、效率高、铜硫含铅低、物料使用性广、自动化程度高，劳动强度低、环保好等优点。

　　[0044]下面参考图2描述根据本发明具体实施例的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺。

　　[0045]在本发明的一些具体实施例中，如图1所示，铜浮渣、纯碱、焦炭和铁肩按100:8:6:8的质量比，经配料(例如可采用地秤配料)后由船型加料器加入富氧顶吹转炉100，首先在富氧顶吹转炉100中进行熔炼分离。富氧顶吹转炉100的生产周期为8h，其中加料时间0.5-

　　1.5h，熔化还原时间6-7h，排放熔体时间0.5h ο富氧顶吹转炉100使用天然气作为燃料，富氧的含氧量大于或等于90%，转炉炉体110内的温度不超过1200°C。

　　[0046]保温炉200使用天然气作为燃料，保温炉炉体210内的温度不超过1200°C，保温炉炉体210内的熔体粘度小，基本无搅动，粗铅、铜锍和炉渣可在保温炉炉体210内很好的完成分离，保温炉200产生的炉渣可返回至富氧顶吹转炉100。

　　[0047]在本发明的一些具体示例中，如图1所示，将富氧顶吹转炉100和保温炉200产生的烟气通过水冷烟道输送至除尘装置，将经所述除尘装置除尘后的烟气输送至脱砷装置。

　　[0048]进一步地，回收所述脱砷装置产生的砷，将所述脱砷装置产生的烟尘输送至富氧顶吹转炉100，将所述脱砷装置产生的尾气输送脱硫塔，脱硫塔出来的废气达标后排放或用于制酸。

　　[0049]在本发明的一些具体实施例中，铜浮渣成分包括:铅65%、铜15%、砷3.4%、锑

　　0.96%。每炉配料:铜浮渣6.67t、纯碱0.53t、焦碳0.40t、铁肩0.53t。上述物料混料后分批通过船型加料器加入富氧顶吹转炉100中。熔炼枪130燃烧天然气将转炉炉体110内的温度逐步提至1200°C，经过6h化料和反应，得到熔融态渣、砷铅铜锍、液态铅的混合熔体，然后将该熔体通过流槽300放入保温炉200中进行沉降分离，粗铅通过粗铅口 212虹吸排出，砷铅铜锍和炉渣分别通过铜锍口和渣口排出分离。

　　[0050]每炉得到粗铅4.15t、铜锍2.18t、炉渣0.8t、烟尘0.24t，其中铜锍成分:铅7.95 %、铜41.27%、硫25.98%、砷 5.2%，炉渣成分:铅2.7%、铜4.99%、砷 5.65%。

　　[0051]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“中心”、“纵向”、“横向”、“长度”、“宽度”、“厚度”、“上”、“下”、“前”、“后”、“左”、“右”、“竖直”、“水平”、“顶”、“底” “内”、“外”、“顺时针”、“逆时针”等指示的方位或位置关系为基于附图所示的方位或位置关系，仅是为了便于描述本发明和简化描述，而不是指示或暗示所指的装置或元件必须具有特定的方位、以特定的方位构造和操作，因此不能理解为对本发明的限制。

　　[0052]此外，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括一个或者更多个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

　　[0053]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体;可以是机械连接，也可以是电连接;可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

　　[0054]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征之“上”或之“下”可以包括第一和第二特征直接接触，也可以包括第一和第二特征不是直接接触而是通过它们之间的另外的特征接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”包括第一特征在第二特征正上方和斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”包括第一特征在第二特征正下方和斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

　　[0055]在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任何的一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例进行接合和组合。

　　[0056]尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

　　【主权项】

　　1.一种富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，包括: 将铜浮渣、纯碱、焦炭和铁肩加入富氧顶吹转炉并吹入富氧进行熔炼分离； 将所述富氧顶吹转炉产生的熔体输送至保温炉并吹入氧气进行沉降分离； 回收所述保温炉产生的铜锍和粗铅。2.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，所述铜浮渣、所述纯碱、所述焦炭和所述铁肩的质量比为100:8:6:8。3.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，所述富氧顶吹转炉的生产周期为8h，其中，加料时间0.5-1.5h，熔化还原时间6-7h，排放熔体时间0.5h。4.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，吹入所述富氧顶吹转炉的富氧的含氧量不小于90%。5.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，所述富氧顶吹转炉内的温度不超过1200°C。6.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，所述保温炉内的温度不超过1200°C。7.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，将所述保温炉产生的炉渣输送至所述富氧顶吹转炉。8.根据权利要求1所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，将所述富氧顶吹转炉和所述保温炉产生的烟气通过水冷烟道输送至除尘装置，将经所述除尘装置除尘后的烟气输送至脱砷装置，回收所述脱砷装置产生的砷。9.根据权利要求8所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，将所述脱砷装置产生的烟尘输送所述富氧顶吹转炉。10.根据权利要求8所述的富氧顶吹熔炼-沉降分离处理铜浮渣的工艺，其特征在于，将所述脱砷装置产生的尾气输送脱硫塔。

　　【文档编号】C22B15/06GK105838894SQ201610319858

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月13日

　　【发明人】吴卫国, 黎敏, 王建铭, 姚霞, 李建辉, 陈学刚, 冯晓梅, 林屹

　　【申请人】中国恩菲工程技术有限公司

　　一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法，包括以下步骤：将含锂富锰渣（废旧锂离子电池火法冶炼所得的一种产品）用硫酸溶液调浆后得到混合料浆；将混合料浆在不低于50℃的温度下保温；对保温处理后的产物进行焙烧，控制焙烧温度不低于150℃，焙烧时间不少于30min；对焙烧产物进行浸出，然后固液分离，得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。本发明采用含锂富锰渣的浓硫酸熟化浸出工艺处理废旧锂离子电池火法冶炼后的炉渣产物，具有锂和锰浸出率高、浸出产物含水率低的优势，并能降低产物焙烧处理能耗；同时获得的硫酸锰?硫酸锂溶液杂质含量低，使含锂富锰渣中的锂资源和锰资源都能得到更加经济合理的利用，经济与环境效益显著。

　　【专利说明】

　　一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及冶金领域，尤其涉及一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]锂是一种重要的战略金属，广泛应用于锂离子电池、铝锂合金、玻璃陶瓷和电解铝等领域。近年来，受电动汽车销量的快速增长，作为电动汽车核心零部件的锂离子电池的销费量也随之稳步提高，进而带动了全球锂销费量的急剧增长。世界锂资源主要集中在智利、玻利维亚、阿根廷、澳大利亚、美国、中国等少数几个国家，且以含锂盐湖为主。其中，我国的含锂盐湖锂镁比值较高，在现有技术水平下提取分离难度大，到目前为止还没有大规模开发和利用。考虑到废旧锂离子电池锂品位较高，Li2O含量可达4%，有效回收废旧锂离子电池中的锂，对缓解我国锂的供需矛盾具有十分重要的意义。

　　[0003]目前，废旧锂离子电池的回收处理技术主要分为湿法和火法两类，其中，湿法工艺不仅存在爆炸安全风险，而且难以有效回收电池中的锂，锂回收率低。而火法处理工艺则具有原料适性强、处理能力大、无爆炸安全风险等优势，是未来电池回收产业最具前景的发展方向。

　　[0004]在废旧锂离子电池的火法处理工艺中，锂被富集到渣中，具体在申请者已申请的两项专利(申请号分别为:201510105916.8和201510105915.3)中，锂被富集到含锂富锰渣中。该含锂富锰渣的特点是硅、铝含量高，仅S12含量可达15%以上，采用常规酸浸出处理工艺，势必因硅、铝的溶出而形成大量的H2S13和H3AlO3胶体，不仅造成锂/锰的吸附损失，而且溶液的过滤分离极为困难。为此，开发切实可行的工艺去回收废旧锂离子电池的火法处理工艺中产生的含锂富锰渣中的锂是十分必要的。同时，由于锰也是一种重要的工业原料，广泛应用于钢铁、电池材料、化工等领域。锰矿作为重要的提取锰的原料，在我国的储量并不丰富，而且品位低、杂质多。如果开发以富锰渣为原料的高附值锰产品，提高企业的竞争力显得尤为重要。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明要解决的技术问题是克服现有技术的不足，提供一种工艺简单、物料消耗少、锂锰回收率高、浸出过滤性能好、环境友好的从含锂富锰渣中提取锂和锰的提取方法。该方法重点解决了含锂富锰渣酸浸出过程中生成的大量硅胶对过滤性能的不利影响，使含锂富锰渣(其为废旧锂离子电池火法冶炼的产品)中的锂资源和锰资源都能得到更加经济合理的利用。

　　[0006]为解决上述技术问题，本发明提出的技术方案为:

　　一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法，包括以下步骤:

　　(1)将含锂富锰渣用硫酸溶液调浆后得到混合料浆，其中所述硫酸溶液中硫酸质量分数不低于70%;所述含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的一种产品；

　　(2)将步骤(I)得到的混合料浆在不低于50°C的温度下保温;优选的，保温温度为50°0150。。；

　　(3)对步骤(2)保温处理后的产物进行焙烧，控制焙烧温度不低于150°C，焙烧时间不少于30min;优选的，控制焙烧温度150°0900°C，焙烧时间30min?500min;

　　(4)对步骤(3)后的焙烧产物进行浸出，然后固液分离，得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。

　　[0007]上述的方法，所述的含锂富锰渣主要由Mn、S1、Al、Ca元素构成，并且含有一定量的Li;该含锂富锰渣主要由硅酸锰(MnS13)、锰铝尖晶石(Mn(AlO2)2)和铝硅酸盐物相构成，Li则以Li20形式存在；所述含锂富猛渣中Mn的质量含量不低于15%、Li的质量含量不低于

　　0.5%。对于此类物料中Mn、Li的分离回收常规流程均是采用硫酸直接或加压浸出，这虽然可以浸出物料中的Mn和Li。但是，由于硅、铝也被一同溶出，并形成大量的出5103和H3AlO3胶体，不仅造成锂/锰的吸附损失，而且溶液的过滤分离极为困难，即难以分离回收Mn、Li。

　　[0008]上述的方法，优选的，所述步骤(3)中，焙烧温度不低于290°C。优选的，焙烧温度为290°C~900°C

　　上述的方法，优选的，所述步骤(3)中，焙烧温度不低于700°C。优选的，焙烧温度为7000C-900 0C

　　上述的方法，优选的，所述步骤(2)中，保温的时间不少于15min。优选的，保温时间为15?500mino

　　[0009]上述的方法，优选的，所述步骤(2)中，保温的温度不低于60°C，保温的时间不少于30min。优选的，保温的温度为60 °0150 °C，保温的时间为30min?500min。

　　[0010]上述的方法，优选的，所述步骤(2)中，在保温处理前还包括向混合料浆中加入还原性物质的步骤，所述还原性物质的加入量不高于含锂富锰渣质量的10%。

　　[0011]上述的方法，优选的，所述还原性物质选自碳或FeS。

　　[0012]上述的方法，优选的，所述步骤(4)中，浸出采用水浸或酸浸，所述酸浸过程中采用的酸溶液pH值为1.0?6.0。

　　[0013]上述的方法，优选的，所述步骤(I)中，混合料浆的制备过程还可以为先将含锂富锰渣用水调浆后，再加硫酸溶液搅拌，保证水与硫酸的混合物中硫酸的质量分数2 70%;所述硫酸的用量为含锂富锰渣质量的0.2倍以上。

　　[0014]上述的方法，将步骤(2)混合料浆在温度不低于50°C条件下，保温反应不少于15min;在该反应过程中，含锂富锰渣中的锰、硅、铝等物质被浸出，主要反应方程式为:

　　L12O+H2SO4 — L1SO4+H2O；

　　Mn0+H2S04 MnS04+H20；

　　MnSi03+H2S04 MnS04+H2Si03+H20；

　　Mn(A102)2+H2S04 MnS04+H3A103+H20；

　　AI2O3+3H2SO4 Al2(S04)3+3H20;

　　Fe0+H2S04 FeS04+H20；

　　Ca0+H2S04 — CaS04+H20o

　　[0015]由于采用的硫酸浓度很高(硫酸质量分数270%)，因此，该反应过程也可称为含锂富锰渣的浓硫酸熟化工序。浓酸熟化反应不仅可以利用浓硫酸具有的高氧化性和酸性，还利用了浓硫酸溶解放热效应，使得浸出具有速度快、能耗低等优点，此外，浓硫酸熟化浸出还可以抑制S12的浸出，并且浸出反应产物含水率低，有利于后续的步骤(3)处理工艺。为了有效提高含锂富锰渣中锂和锰的浸出率，使得锂和锰更多地转化为硫酸锂和硫酸锰，进一步优选了步骤(2)中的混合料浆在温度不低于60°C条件下保温反应不少于30min。

　　[0016]上述的方法，为了避免含锂富锰渣中含有的高价锰氧化物(如MnO2)难以溶解，在步骤(2)的混合料浆中加入了不高于富锰渣质量10%的还原性物料，如碳、FeS等。

　　[0017]上述的方法中，将含锂富锰渣中的锂和锰转化为可溶的硫酸锂和硫酸锰，与此同时，硅、铝、铁等也被转化为可溶性物质。倘若对步骤(2)中的反应产物直接水浸处理，虽然可以将锂和锰富集到浸出液内，但是，由于硅胶、硫酸铝等物质的同时溶出，不仅会引起后续固液分离十分困难而且浸出液引入大量杂质元素(S1、Al等)，此外，浸出液中含有大量的残余H2SO4，导致废水不难直接排放，加大废水的处理难度。

　　[0018]为此，本发明提出的一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法，依据硫酸锂、硫酸锰、硅胶、硫酸铝和硫酸等物质分解及沸腾温度存在显著差别的原理，提出了将步骤(2)的反应产物进行焙烧处理，即进行的上述步骤(3)，焙烧温度不低于150°C，焙烧时间不少于30min。在此条件下，硅胶可以分解形成S12和H2O,反应方程式为:

　　H2S13 — S1O2+H2O0

　　[0019]硅胶分解以后再进行水浸处理，可有效避免硅胶带的液固分离困难，但是为了降低浸出液中杂质Al和残余H2SO4,所以进一步优选的步骤(3)中的焙烧温度不低于290°C，此条件下，硫酸会分解为SO3和H2O而进入烟气，这可显著降低浸出液的残余!^04量，浸出液的pH值可以达到6.0左右，但此时浸出液中的Al杂质略高。

　　[0020]再进一步的优选的步骤(3)中的焙烧温度不低于700°C，此条件下硫酸铝会发生分解，形成Al2O3和H2O,然后再对焙烧反应产物水浸处理，即所述的步骤(4)，不仅固液分离十分容易，而且浸出液中S1、Al、H2S04的含量非常低，十分有利于后续硫酸锰-硫酸锂浸出液的提纯处理。

　　[0021 ] 上述的方法，步骤(3)中的焙烧处理，硫酸分解产生的S03、H20和部分硫酸盐分解产生的SO3—起被收集，可再一次制成硫酸，实现硫酸的回用，提高工艺的经济效益。

　　[0022]上述的方法，通过步骤(4)，对焙烧产物进行水浸或酸浸出，这可以避免浸出液中的硫酸铝水解形成氢氧化铝胶体带来的不利影响。

　　[0023]与现有技术相比，本发明的优点在于:

　　本发明采用含锂富锰渣的浓硫酸熟化浸出工艺，用于处理废旧锂离子电池火法冶炼后的炉渣产物，具有锂和锰浸出率更高，浸出产物含水率低，降低产物焙烧处理能耗；同时基于浸出产物各物质热分解温度的巨大差别，对浸出产物进行焙烧处理，可以避免硅胶带来的固液分离困难，还可以有效降低硫酸锰和硫酸锂溶液中S1、A1、H2S04的含量，十分有利于后续硫酸锰和硫酸锂溶液的提纯处理工艺，降低废水处理难度，使含锂富锰渣中的锂资源和锰资源都能得到更加经济合理的利用，经济与环境效益显著。

　　【具体实施方式】

　　[0024]为了便于理解本发明，下文将结合较佳的实施例对本发明作更全面、细致地描述，但本发明的保护范围并不限于以下具体的实施例。

　　[0025]除非另有定义，下文中所使用的所有专业术语与本领域技术人员通常理解的含义相同。本文中所使用的专业术语只是为了描述具体实施例的目的，并不是旨在限制本发明的保护范围。

　　[0026]除有特别说明，本发明中用到的各种试剂、原料均为可以从市场上购买的商品或者可以通过公知的方法制得的产品。

　　[0027]实施例1:

　　一种本发明的从含锂富锰渣(该含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的产品，其主要由硅酸锰、锰铝尖晶石和铝硅酸盐物相构成，主要成分含量为:Li2.30%、Mn33.01%、Si0221.93%、Al2O3 30.39%、CaO 5.05%)中提取锂和锰的方法，包括以下步骤:

　　(I)先将含锂富锰渣与水混合调浆后，再加入质量分数98%的浓硫酸搅拌成混合料浆，其中硫酸的加入量为含锂富锰渣质量的1.0倍，硫酸与水的混合物中硫酸的质量分数为90%；

　　(2 )将步骤(I)制备的混合料浆在温度85 0C条件下，保温反应240min;

　　(3 )将步骤(2 )后的反应产物置于温度为800 0C条件下焙烧30min，得到的焙烧产物用水搅拌浸出30min，液固分离得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。

　　[0028]步骤(3)中的液固分离过程十分容易，Li和Mn的浸出率分别达到80%和90%，含硫酸锰和硫酸锂的溶液中S1、A1的含量均低于10mg/L，含硫酸锰和硫酸锂的溶液pH值为6.5。

　　[0029]实施例2:

　　一种本发明的从含锂富锰渣(该含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的产品，其主要由硅酸锰、锰铝尖晶石和铝硅酸盐物相构成，主要成分含量为Li 1.15%,Mn 45.84%、S12 20.98%,Al2O3 18.86%,CaO 8.21%)中提取锂和锰的方法，包括以下步骤:

　　(I)先将含锂富锰渣与质量分数为80%的硫酸搅拌成混合料浆，其中硫酸的加入量为含锂富锰渣质量的0.3倍；

　　(2 )将步骤(I)制备的混合料浆在温度50 0C条件下，保温反应120min;

　　(3 )将步骤(2 )后的反应产物置于温度为400 0C条件下焙烧120min，得到的焙烧产物用水搅拌浸出30min，液固分离得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。

　　[0030]步骤(3)中的液固分离过程十分容易，液固分离过程十分容易，Li和Mn的浸出率分别达到70%和85%，硫酸锰溶液中S1、A1的含量均低于300mg/L，含硫酸锰和硫酸锂的溶液pH值为4.5。

　　[0031]实施例3:

　　一种本发明的从含锂富锰渣(该含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的产品，其主要由硅酸锰、锰铝尖晶石和铝硅酸盐物相构成，主要成分含量为:L1.65%、Mn26.48%、S12 31.00%, Al2O3 15.81%,CaO 1.35%)中提取锂和锰的方法，包括以下步骤:

　　(I)先将含锂富锰渣与质量分数95%的硫酸搅拌成混合料浆，其中硫酸的加入量为含锂富猛渣质量的1.5倍；

　　(2 )将步骤(I)制备的混合料浆在温度120 °C条件下，保温反应60min;

　　(3)将步骤(2)后的反应产物置于温度为200 °C条件下焙烧240min，得到的焙烧产物用pH值=2.0的酸溶液搅拌浸出30min，液固分离得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。

　　[0032]步骤(3)中的液固分离过程十分容易，Li和Mn的浸出率均达到95%以上，含硫酸锰和硫酸锂的溶液中S1、A1的含量均低于500mg/L，含硫酸锰和硫酸锂的溶液pH值为2.5。

　　[0033]实施例4: 一种本发明的从含锂富锰渣(该含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的产品，其主要由硅酸锰、锰铝尖晶石和铝硅酸盐物相构成，主要成分含量为:Li 1.15%,Mn45.84%,S12 20.98%,Al2O3 18.86%,CaO 8.21%)中提取锂和锰的方法，包括以下步骤:

　　(I)先将含锂富锰渣与质量分数为80%的硫酸和碳粉(含碳量为80%)搅拌成混合料浆，其中硫酸的加入量为含锂富锰渣质量的0.3倍，碳粉的加入量为含锂富锰渣质量的0.08倍；

　　(2 )将步骤(I)制备的混合料浆在温度60 0C条件下，保温反应450min;

　　(3 )将步骤(2 )后的反应产物置于温度为600 0C条件下焙烧150min，得到的焙烧产物用水搅拌浸出30min，液固分离得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。

　　[0034]步骤(3)中的液固分离过程十分容易，液固分离过程十分容易，Li和Mn的浸出率分别达到80%和90%，硫酸锰溶液中S1、A1的含量均低于150mg/L，含硫酸锰和硫酸锂的溶液pH值为5.5。

　　【主权项】

　　1.一种从含锂富锰渣中提取锂和锰的方法，其特征在于，包括以下步骤: (1)将含锂富锰渣用硫酸溶液调浆后得到混合料浆，其中所述硫酸溶液中硫酸质量分数不低于70%;所述含锂富锰渣为废旧锂离子电池火法冶炼所得的一种产品； (2)将步骤(I)得到的混合料浆在不低于50°C的温度下保温； (3)对步骤(2)保温处理后的产物进行焙烧，控制焙烧温度不低于150°C，焙烧时间不少于30min; (4)对步骤(3)后的焙烧产物进行浸出，然后固液分离，得到含硫酸锰和硫酸锂的溶液。2.如权利要求1所述的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，焙烧温度不低于290°C。3.如权利要求2所述的方法，其特征在于，所述步骤(3)中，焙烧温度不低于700°C。4.如权利要求1?3任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，保温的时间不少于15min。5.如权利要求4所述的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，保温的温度不低于60°C，保温的时间不少于30min。6.如权利要求1?3任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤(2)中，在保温处理前还包括向混合料浆中加入还原性物质的步骤，所述还原性物质的加入量不高于含锂富锰渣质量的 10% 07.如权利要求6所述的方法，其特征在于，所述还原性物质选自碳或FeS。8.如权利要求1?3任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤(I)中，所述含锂富锰渣主要由硅酸锰、锰铝尖晶石和铝硅酸盐物相构成；所述含锂富锰渣中Mn的质量含量不低于15%、Li的质量含量不低于0.5%。9.如权利要求1?3任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤(4)中，浸出采用水浸或酸浸，所述酸浸过程中采用的酸溶液pH值为1.0?6.0。10.如权利要求1?3任一项所述的方法，其特征在于，所述步骤(I)中，混合料浆的制备过程还可以为先将含锂富锰渣用水调浆后，再加硫酸溶液搅拌，保证水与硫酸的混合物中硫酸的质量分数之70% ；所述硫酸的用量为含锂富猛渣质量的0.2倍以上。

　　【文档编号】C22B7/04GK105838895SQ201610320979

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月16日

　　【发明人】任国兴, 肖松文, 潘炳, 谢美求

　　【申请人】长沙矿冶研究院有限责任公司

　　一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法

　　【专利摘要】本发明涉及一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法。其技术方案是：先将电炉钢渣在微波场中用氯化铵溶液浸出1~3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣；在浸出液中通入CO2，得到碳酸钙副产品；再将35~40wt%的铵浸电炉渣残渣、32~37wt%的铝土矿、5~8wt%的硅石、18~19wt%的还原焦炭和2~4wt%的萤石混合，得到混合料；然后按混合料与水的质量比为100∶6~10配料，混匀，成型，干燥；最后在1950~2200℃条件下保温120~240min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。本发明既能解决炉渣铵浸残渣大量堆放污染环境的问题，又能利用电炉渣铵浸残渣生产硅铝铁合金，所生产硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性。

　　【专利说明】

　　一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于硅铝铁合金技术领域。尤其涉及一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法。

　　【背景技术】

　　[0002]2014年，我国电炉钢年产量已达8.47千万吨，同时伴随有大量的二氧化碳和电炉钢渣的产生，在可预见的未来，电炉炼钢占钢铁总产量的比例将持续增加。二氧化碳带来的温室效应，致使冰川融化、自然生态退化和自然灾害频发，直接威胁着部分地域人类的生存发展。同时，大量的电炉渣堆放不仅占用土地，而且容易使土地盐碱化，将这些炉渣用于水泥、建筑保温材料，其附加值较低，并且由于电炉渣的主要成分是碱土金属氧化物(如CaO，MgO等)，它们在空气中极易吸潮从而在使用中产生机械膨胀导致紧固结构失效。为了同时解决或减缓二氧化碳产生的温室效应和钢渣产生的环境及效益问题，近年来，通过化学反应使二氧化碳与钢渣反应生成可长期保存、对环境无害的碳酸盐矿物成为研究热点并取得了一定的进展，其中采用氯化铵溶液从钢渣中浸取钙元素，然后将含钙浸出液与二氧化碳反应产生有商业价值的碳酸钙产品，这种间接碳酸化工艺被认为最有前途的生产工艺。但该工艺浸出阶段存在从钢渣中浸出钙离子的效率不高，浸出后铵浸电炉渣残渣又成为二次固体废弃物的问题亟待解决。

　　【发明内容】

　　[0003]本发明旨在克服现有技术缺陷，目的是提供一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制备方法，该方法既能解决电炉渣铵浸残渣无法利用而大量堆放污染环境的问题，又能利用电炉渣铵浸残渣制备硅铝铁合金，所制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性。

　　[0004]为实现上述目的，本发明采用的技术方案是:其特征在于所述制备方法是:

　　I)先将粒度<74μπι的电炉钢渣在微波场中用I?4mol/L的氯化铵溶液浸出I?3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣;然后在所述浸出液中通入C02，得到碳酸钙副广品。

　　[0005]2)将35?40wt%的所述铵浸电炉渣残渣、32?37wt%的铝土矿、5?8wt°/c^硅石、18?19wt%的还原焦炭和2?4￥丨％的萤石混合，得到混合料。再按所述混合料与水的质量比为100:6?10配料，混合均匀，压制成型，干燥;然后在1950?2200°C条件下保温120?240min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。

　　[0006]所述电炉钢渣的化学成分是:5102为11~14￥七％^1203为3~5￥七％;?6203为22.5~29wt%； CaO为39?45wt% ;MgO为8?10wt% ;Mn为0.90?I.3wt%;卩为0.3?0.5wt%; 3为0.08?0.2wt%0

　　[0007]所述铵浸电炉渣残渣成分及其含量为:S12为15?28wt%，Fe203为35?48wt%，Al203为7?12wt%，CaO为 5?12wt%。

　　[0008]所述铝土矿的Al2O3含量2 72 wt%，粒度〈1mm。

　　[0009]所述还原焦炭的C含量2 85wt%，粒度〈1mm。

　　[0010]所述硅石的粒度〈1mm。

　　[0011]所述萤石的粒度〈1mm。

　　[0012]压制成型的压强为8?15MPa。

　　[0013]由于采用上述技术方案，本发明与现有技术相比具有如下积极效果:

　　现有技术用氯化铵溶液从电炉钢渣浸出钙离子，然后含钙浸出液通入C02，得到碳酸钙副产品，这种技术虽能就地同时处理钢厂产生的二氧化碳和电炉钢渣，但钙离子的浸出效率低;本发明采用微波强化钙离子浸出的方法，能够有效地提高钙离子的浸出效率并缩短浸出时间。

　　[0014]本发明提供了一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法，本发明根据电炉渣铵浸残渣的粒度细小无需研磨，铁、铝、硅元素含量大的特点，既能解决电炉渣铵浸残渣无法利用而大量堆放污染环境的问题，又能合理利用电炉渣铵浸残渣生产硅铝铁合金，所生产硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性，为电炉渣的综合利用提供新的途径。

　　[0015]本发明制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金;Al > 25wt%；Si > 25wt%；Mn < 0.15wt%；C< 0.15wt%；P< 0.02wt%；S < 0.02wt%。符合YB/T065-2008中FeAl25Si25硅铝铁合金的标准:Al > 25wt%；Si > 25wt%；Mn<0.4wt%；C<0.2wt%；P<0.02wt%；S<0.03wt%o

　　[0016]因此，本发明既能解决电炉渣铵浸残渣无法利用而大量堆放污染环境的问题，又能合理利用电炉渣铵浸残渣生产有商业价值的硅铝铁合金，该硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性。

　　【具体实施方式】

　　[0017]为使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面结合【具体实施方式】对本发明作进一步的描述，但所描述的实例只是本发明的一部分实施例，并非对其保护范围的限制，在本领域没有创造性劳动下获得的其他实施例，都属于本发明保护的范围。

　　[0018]为避免重复叙述，先将本【具体实施方式】所涉及的原料统一描述如下，实施例中不再赘述:

　　所述电炉钢渣的化学成分是:Si02为11?14wt%;Al203为3?5wt%;Fe203为22.5?29wt%;CaO 为 39?45wt%;Mg0 为 8?10wt%;Mn 为 0.90~1.3wt%;PS0.3~0.5wt%; 3为0.08~0.2wt%。

　　[0019]所述铵浸电炉渣残渣成分及其含量为:S12为15?28wt%，Fe203为35?48wt%，Al203为7?12wt%，CaO为 5?12wt%。

　　[0020]所述铝土矿的Al2O3含量2 72 wt%，粒度〈1mm。

　　[0021 ] 所述还原焦炭的C含量2 85wt%，粒度〈1mm。

　　[0022]所述硅石的粒度〈1mm。

　　[0023]所述萤石的粒度〈1mm。

　　[0024]实施例1

　　一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法。本实施例所述制备方法是:

　　I)先将粒度<74μπι的电炉钢渣在微波场中用I?4mol/L的氯化铵溶液浸出I?3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣;然后在所述浸出液中通入co2，得到碳酸钙副广品。

　　[0025]2)将35?38wt%的所述铵浸电炉渣残渣、34?37wt%的铝土矿、6?8wt°/c^硅石、18?19wt%的还原焦炭和3?4wt%的萤石混合，得到混合料。再按所述混合料与水的质量比为100:6?8配料，混合均匀，压制成型，干燥;然后在2050?2200 °C条件下保温120?180min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。

　　[0026]本实施例所述压制成型的压强为1?15MPa。

　　[0027]本实施例制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金；Al> 27wt%；Si >27wt%; Mn < 0.15wt%; C < 0.15wt%; P < 0.02wt%; S < 0.02wt%。

　　[0028]实施例2

　　一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法。本实施例所述制备方法是:

　　I)先将粒度<74μπι的电炉钢渣在微波场中用I?4mol/L的氯化铵溶液浸出I?3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣;然后在所述浸出液中通入C02，得到碳酸钙副广品。

　　[0029]2)将37?39wt%的所述铵浸电炉渣残渣、32?35wt%的铝土矿、6?7wt°/c^硅石、18?19wt%的还原焦炭和2?3￥丨％的萤石混合，得到混合料。再按所述混合料与水的质量比为100:7?10配料，混合均匀，压制成型，干燥;然后在1950?2100°C条件下保温180?240min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。

　　[0030]本实施例所述压制成型的压强为8?13MPa。

　　[0031]本实施例制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金；Al> 25wt%；Si >27wt%; Mn < 0.15wt%; C < 0.15wt%; P < 0.02wt%; S < 0.02wt%。

　　[0032]实施例3

　　一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法。本实施例所述制备方法是:

　　I)先将粒度<74μπι的电炉钢渣在微波场中用I?4mol/L的氯化铵溶液浸出I?3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣;然后在所述浸出液中通入C02，得到碳酸钙副广品。

　　[0033]2)将38?40wt%的所述铵浸电炉渣残渣、33?36wt%的铝土矿、5?7wt°/c^硅石、18?19wt%的还原焦炭和2?3￥丨％的萤石混合，得到混合料。再按所述混合料与水的质量比为100:6?9配料，混合均匀，压制成型，干燥;然后在2000?2150 °C条件下保温150?210min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。

　　[0034]本实施例所述压制成型的压强为9?14MPa。

　　[0035]本实施例制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金；Al> 27wt%；Si >25wt%; Mn < 0.15wt%; C < 0.15wt%; P < 0.02wt%; S < 0.02wt%。

　　[0036]

　　本【具体实施方式】与现有技术相比具有如下积极效果:

　　现有技术用氯化铵溶液从电炉钢渣浸出钙离子，然后含钙浸出液通入co2，得到碳酸钙副产品，这种技术虽能就地同时处理钢厂产生的二氧化碳和电炉钢渣，但钙离子的浸出效率低;本【具体实施方式】采用微波强化钙离子浸出的方法，能够有效地提高钙离子的浸出效率并缩短浸出时间。

　　[0037]本【具体实施方式】提供了一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金及其制备方法，本【具体实施方式】根据电炉渣铵浸残渣的粒度细小无需研磨，铁、铝、硅元素含量大的特点，既能解决电炉渣铵浸残渣无法利用而大量堆放污染环境的问题，又能合理利用电炉渣铵浸残渣生产硅铝铁合金，所生产硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性，为电炉渣的综合利用提供新的途径。

　　[0038]本【具体实施方式】制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金;Al> 25wt%；Si> 25wt%；Mn < 0.15wt%;C < 0.15wt%;P < 0.02wt%;S < 0.02wt%。符合YB/T065-2008中FeAl25Si25硅铝铁合金的标准:Al > 25wt%；Si > 25wt%；Mn < 0.4wt%； C < 0.2wt%； P <0.02wt%； S < 0.03wt%o

　　[0039]因此，本【具体实施方式】既能解决电炉渣铵浸残渣无法利用而大量堆放污染环境的问题，又能合理利用电炉渣铵浸残渣生产有商业价值的硅铝铁合金，该硅铝铁合金具有较高的质量和稳定性。

　　【主权项】

　　1.一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制备方法，其特征在于所述制备方法是: 1)先将粒度<74μπι的电炉钢渣在微波场中用I?4mol/L的氯化铵溶液浸出I?3小时，过滤，得到含钙离子的浸出液和铵浸电炉渣残渣;然后在所述浸出液中通入C02，得到碳酸钙副广品； 2)将35?40wt°/c^所述铵浸电炉渣残渣、32?37wt°/c^铝土矿、5?8wt%的硅石、18?19wt°/c^还原焦炭和2?4wt%的萤石混合，得到混合料;再按所述混合料与水的质量比为100:6?10配料，混合均匀，压制成型，干燥;然后在1950?2200°C条件下保温120?240min，制得基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。2.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述电炉钢渣的化学成分是:S12为11?14wt%;Al203为3?5wt%;Fe203为22.5?29wt%;CaO为39?45wt%;Mg0为8?10wt%;Mn为0.90?1.3wt%;PS0.3?0.5wt%;3为0.08?0.2wt%。3.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述铵浸电炉渣残渣成分及其含量为:S12为15?28wt%，Fe203为35?48wt%，Al203为7?12wt%，Ca0*5~12wt%。4.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述铝土矿的Al2O3含量I 72 wt%，粒度〈1mm。5.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述还原焦炭的C含量? 85wt%，粒度〈1mm。6.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述硅石的粒度〈1_。7.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于所述萤石的粒度〈1_。8.如权利要求1所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制方法，其特征在于压制成型的压强为8?15MPa。9.一种基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金，其特征在于所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金是根据权利要求1?8项中任一项所述的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金的制备方法所制备的基于铵浸电炉渣残渣为原料的硅铝铁合金。

　　【文档编号】C22B7/04GK105838896SQ201610431849

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月17日

　　【发明人】童志博, 马国军, 张翔, 李峰

　　【申请人】武汉科技大学

　　一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明提供一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，先按照CaF2 60～70重量份、Al2O3 15～25重量份和CaO 15～25重量份配制重熔渣，并在700～800℃烘烤7~10小时后倒入渣池中，将合金钢作为自耗电极插入重熔渣中，装配好电渣重熔炉，接通电源起弧开始电渣重熔，控制电渣重熔炉的输入电压波动≤40V，重熔电压48~52 V，电流6100~6500 A，结晶器底部的冷却水出水温度≤50℃，结晶器底部的冷却水进出温差在10~20℃。本发明方法制得的电渣锭基本不出现锭型偏析情况，制得的电渣锭适合作为对锭型偏析要求严格的特殊部件如高压气密结构用钢材，具有良好的安全性。

　　【专利说明】

　　一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于黑金属材料电冶金技术领域，涉及一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工 〇

　　【背景技术】

　　[0002] 锭型偏析是电渣重熔钢材的一种低倍缺陷，是由于在电渣重熔过程中金属熔化与 凝固过程同时进行，钢液温度随着电压、电流、冷却水流速等工艺参数的波动而发生改变， 引起结晶速度的相应变化所造成的；在钢锭结晶过程中由于结晶规律的影响，靠锭模的边 缘形成垂直锭模的为柱状晶区域，钢锭的中心为等轴晶区，柱状晶区域与等轴晶区交界处 极易形成成分偏析与杂质的聚集，组织上也易形成倾斜树枝晶区，这些缺陷导致锭型偏析 形成。

　　[0003] 虽然有锭型偏析缺陷的钢材并未引起钢材机械性能的显著恶化，但是将这些具有 锭型偏析的缺陷钢材用作一些对锭型偏析要求严格的特殊用途部件，比如用在高压气密结 构部件时，则会因合金元素偏析而导致钢材料漏气，发生严重事故，造成不堪设想的后果。 然而现有技术中并没有相关消除锭型偏析的生产工艺。

　　【发明内容】

　　[0004] 针对现有技术存在的上述不足，本发明所要解决的技术问题是：如何提供一种消 除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，使该工艺具有良好的消除锭型偏析效果，采用该工艺制得 的钢材能作为对锭型偏析级别要求高的特殊钢种用。

　　[0005] 实现上述目的，本发明采用如下技术方案:一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺， 包括如下步骤：

　　[0006] 1)按照CaF260~70重量份、Al2〇3l5~25重量份和CaO 15~25重量份配制重熔渣， 将配制的所述重熔渣在700~800°C烘烤7~10小时后倒入电渣重熔炉结晶器的渣池中；

　　[0007] 2)将合金钢作为自耗电极插入到步骤1)所述重熔渣中，并装配好所述电渣重熔 炉;所述合金钢若为回收再利用的合金钢，则还需去除合金钢表面夹渣和/或耐火材料；

　　[0008] 3)步骤2)电渣重熔炉装配完成后，接通电源起弧，开始电渣重熔，控制电渣重熔炉 的电源输入电压波动S40V，重熔电压为48~52V，电流为6100~6500A;

　　[0009] 4)在电渣重熔过程中自耗电极不断熔化，熔化后的自耗电极液滴穿过所述重熔渣 落入所述结晶器底部形成熔池，所述电渣重熔炉的结晶器底部和底板箱均通有冷却水，所 述熔池中的熔液在冷却水的作用下冷却结晶得到电渣钢锭;其中，控制结晶器底部的冷却 水出水温度< 50°C，结晶器底部的冷却水进出温差在10~20°C。

　　[0010] 本发明方法通电重熔过程中，利用电流使重熔渣产生的电阻热作为热源，将自耗 电极逐渐熔化，熔化后的自耗电极液滴穿过重熔渣落入结晶器底部形成熔池，熔池中的熔 液在结晶器底部和底板箱冷却水的冷却作用下冷却凝固，得到电渣钢锭。为了解决现有电 渣重熔钢容易出现锭型偏析的不足之处，本发明采用如下重量份组分配制重熔渣：CaF260 ~70份、Al2〇315~25份和CaO 15~25份，该比例渣熔点较低在1230 °C左右，熔炼过程中性质 稳定，易成型，有较大的过热和好的流动性，有利于改善和消除锭型偏析。

　　[0011] 本发明还控制电渣重熔炉的电源输入电压波动S40V，重熔电压为48~52V，电流 为6100~6500A，采用高电压低电流的参数，在电渣重熔过程中能够获得扁平形状的金属熔 池，为凝固结晶创造条件，对消除锭型偏析有利；为了更好地避免产生锭型偏析现象，本发 明还控制结晶器底部的冷却水出水温度< 50°C，结晶器底部的冷却水进出温差在10~20 °C，采用这样的参数，加大径向冷却温度梯度，加快金属熔液的凝固结晶，有利改善锭型偏 析。

　　[0012] 进一步，所述电渣重熔工艺中，连接所述电源和所述电渣重熔炉的电线长度< 2m。 这样，可以减少线路阻抗，避免了线路阻抗带来的电压波动，保证了重熔过程中电压的平 稳，避免电压波动带来的锭型偏析。

　　[0013] 进一步，所述电渣重熔工艺中，底板箱冷却水进出水温差< 5 °C。因为电渣重熔凝 固是以轴向推进，那么底水箱的冷却强度也影响钢锭的结晶特点和钢锭的凝固质量，本发 明底水箱冷却水进出水温差控制在5°C以内，能很好的消除锭型偏析。

　　[0014] 进一步，所述电渣重熔工艺中，所述自耗电极为20CrNi3A合金钢。本发明对 20CrNi3A合金钢消除锭型偏析的效果更好，可以使对锭型偏析较敏感的20CrNi3A合金钢基 本不产生锭型偏析。

　　[0015] 进一步，所述电渣重熔工艺中，所述结晶器的护底板与所述自耗电极钢种相同。这 样，得到的电渣锭表面不会覆有其他合金或金属，制得的电渣锭纯度更高。

　　[0016] 相比现有技术，本发明具有如下有益效果：

　　[0017] 1、本发明针对现有技术电渣重熔合金钢容易出现锭型偏析，不适合作为对锭型偏 析要求严格的特殊用途钢材这一不足，通过研究发现锭型偏析的产生主要是与电渣重熔过 程中的控制电压、电流、输入电压波动、渣系、冷却水温度及进出冷却水温差密切关联，并进 一步通过研究发现当选用本发明方法时，重熔渣具有较大的过热和好的流动性，在电渣重 熔过程中能够获得扁平形状的金属熔池，并加快金属熔液的凝固结晶，制得基本无锭型偏 析现象的合金钢材，取得了良好的技术效果。

　　[0018] 2、采用本发明方法制得的电渣锭基本不出现锭型偏析情况，制得的电渣锭适合作 为对锭型偏析要求严格的特殊部件如高压气密结构用钢材，避免了材料漏气等造成的严重 事故，具有良好的安全性。

　　[0019] 3、本发明方法使用现有电渣重熔装置即可操作，操作过程中参数易控制，控制过 程中无需使用特殊设备，操作成本低，进而制得的钢材成本相应也较低，具有良好的市场前 景。

　　【具体实施方式】

　　[0020] 下面结合具体实施例对本发明作进一步详细说明。本实施案例在以本发明技术为 前提下进行实施，现给出详细的实施方式和具体的操作过程来说明本发明具有创造性，但 本发明的保护范围不限于以下的实施例。

　　[0021 ]本发明消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，包括如下步骤：

　　[0022] 1)按照CaF260~70重量份、Al2〇3l5~25重量份和CaO 15~25重量份配制重熔渣， 将配制的所述重熔渣在700~800°C烘烤7~10小时后倒入电渣重熔炉结晶器的渣池中；

　　[0023] 2)将合金钢作为自耗电极插入到步骤1)所述重熔渣中，并装配好所述电渣重熔 炉;所述合金钢若为回收再利用的合金钢，则还需去除合金钢表面夹渣和/或耐火材料；

　　[0024] 3)步骤2)电渣重熔炉装配完成后，接通电源起弧，开始电渣重熔，控制电渣重熔炉 的电源输入电压波动S40V，重熔电压为48~52V，电流为6100~6500A;

　　[0025] 4)在电渣重熔过程中自耗电极不断熔化，熔化后的自耗电极液滴穿过所述重熔渣 落入所述结晶器底部形成熔池，所述电渣重熔炉的结晶器底部和底板箱均通有冷却水，所 述熔池中的熔液在冷却水的作用下冷却结晶得到电渣钢锭;其中，控制结晶器底部的冷却 水出水温度< 50°C，结晶器底部的冷却水进出温差在10~20°C。

　　[0026] 下面采用本发明方法进行试验，为了更好的说明，分别从改变电渣重熔炉的输入 电压波动、调整电流、改变渣系、调节结晶器底部冷却水温差方面来验证本发明方法可以有 效避免锭型偏析的产生，具体试验和结果如表1~4所示，表中未列出试验参数均设置为本 发明方法中所描述的参数。下述实施例均使用对锭型偏析较敏感的20CrNi 3A合金钢作为自 耗电极钢种，将20CrNi3A合金钢采用感应炉冶炼生产浇注成#180mm的自耗电极，采用多 300mm的水冷铜结晶器，使用与自耗电极同钢种20CrNi 3A合金钢的护底板。

　　[0027]实施例1改变输入电压波动

　　[0028] 表1输入电压波动对锭型偏析产生的影响

　　[0029]

　　[0030] 本发明通过研究发现输入电压的波动会引起输出电压即冶炼电压的波动，重熔过 程中冶炼功率的变化影响金属熔池形状、结晶速度，还可能出现二次熔化现象等，实际生产 中波动越大，锭型偏析越严重。由上表1可以看出，在输入电压波动较大的情况下，钢锭头尾 产生锭型偏析的现象明显，不合格炉数达到一半以上，且输入电压波动越大，锭型偏析越严 重;而采用本发明方法控制输入电压波动< 40V，不合格炉数为0，电渣重熔的电渣钢头尾没 有出现锭型偏析现象，说明本发明方法取得了良好的抑制锭型偏析产生的效果。

　　[0031] 实施例2改变电流值

　　[0032] 表2电流值对锭型偏析产生的影响

　　[0033]

　　[0035]本发明通过研究发采用高电压低电流的参数，在电渣重熔过程中能够获得扁平形 状的金属熔池，为凝固结晶创造条件，消除锭型偏析。由上表2可以看出，重熔电流在6100~ 6500A时，能够保证重熔过程稳定，不会产生锭型偏析，而采用其他电流均会产生锭型偏析。 [0036] 实施例3改变渣系

　　[0037] 表3渣系的改变对锭型偏析产生的影响

　　[0038]

　　[0039] 由上表3可以看出，采用CaF2:60~70份、Al2〇3:15~25份和Ca015~25份的重熔渣 时，该比例渣熔点较低在1230 °C左右，熔炼过程稳定，易成型，有较大的过热和好的流动性， 在电流的作用下能够产生较高的渣温，能够有效抑制锭型偏析的产生。

　　[0040] 实施例4调节结晶器冷却水温差

　　[0041] 表4结晶器冷却水温差对锭型偏析的影响

　　[0042]

　　[0043] 上表三种试验方案底板箱冷却水进出水温差控制在5°C以内，由上表可以看出当 结晶器底部冷却水温差大于20°C时，出现了严重的锭型偏析，而将结晶器底部冷却水温差 控制在10~20°C时，可以使结晶器的径向冷却温度梯度变大，加快了金属熔液的凝固结晶， 熔池内的熔液能够在短时间内迅速冷却，避免了锭型偏析的产生。

　　[0044] 最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较 佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技 术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本发明技术方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本 发明的权利要求范围当中。

　　【主权项】

　　1. 一种消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，其特征在于，包括如下步骤： 1) 按照CaF2 60~70重量份、Al2〇3 15~25重量份和CaO 15~25重量份配制重熔渣，将 配制的所述重熔渣在700~800°C烘烤7~10小时后倒入电渣重熔炉结晶器的渣池中； 2) 将合金钢作为自耗电极插入到步骤1)所述重熔渣中，并装配好所述电渣重熔炉； 3) 步骤2)电渣重熔炉装配完成后，接通电源起弧，开始电渣重熔，控制电渣重熔炉的电 源输入电压波动S40V，重熔电压为48~52 V，电流为6100~6500A; 4) 在电渣重熔过程中自耗电极不断熔化，熔化后的自耗电极液滴穿过所述重熔渣落入 所述结晶器底部形成熔池，所述电渣重熔炉的结晶器底部和底板箱均通有冷却水，所述熔 池中的熔液在冷却水的作用下冷却结晶得到电渣钢锭;其中，控制结晶器底部的冷却水出 水温度< 50°C，结晶器底部的冷却水进出温差在10~20°C。2. 根据权利要求1所述消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，其特征在于，连接所述电源和 所述电渣重熔炉的电线长度<2 m。3. 根据权利要求1所述消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，其特征在于，所述底板箱冷却 水进出水温差< 5°C。4. 根据权利要求1所述消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，其特征在于，所述自耗电极为 20CrNi3A合金钢。5. 根据权利要求1所述消除电渣钢锭型偏析的重熔工艺，其特征在于，所述结晶器的护 底板与所述自耗电极钢种相同。

　　【文档编号】C22B9/18GK105838897SQ201610212620

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月5日

　　【发明人】秦洪伟

　　【申请人】重庆钢铁(集团)有限责任公司

　　一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺，属于冶炼技术领域，包括均匀冷却工序，即在浇铸电极坯工序完成后，将电极坯从浇铸模具中取出并垂直地放置在专用料架上进行降温冷却；还包括剥皮工序，即在焊接假电极工序之前，将电极坯进行车削加工去除表面缺陷，同时在一次装夹过程中加工出台阶轴和台阶轴端面。本发明通过均匀冷却工序可以确保电极坯不弯曲，便于在焊接假电极时找正对焊，减少后续冶炼过程的安全隐患；通过剥皮工序去除表面的缺陷，确保电极坯的质量和直线度，以及保证对焊后与假电极之间的同轴度，确保在冶炼中电极坯的下行运动不会碰到结晶器内壁，避免造成打弧引发严重的人身及设备事故，进一步提高了安全性。

　　【专利说明】

　　一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺

　　技术领域

　　[0001]本发明属于冶炼技术领域，具体涉及一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺。

　　【背景技术】

　　[0002]电渣炉是一种精炼设备，可以有效去除优质合金钢、高温合金、精密合金、耐蚀合金以及铝、铜、钛、银等有色金属的合金中的非金属夹杂物，使金属材料的质量和性能得到大幅改善，因而，在世界范围内应用非常广泛。然而，现有的电渣炉冶炼工艺无法确保所冶炼金属材料的成品质量，主要体现在:1、电极坯从模具中取出后直接横卧摆放;2、电极坯进炉前，采用砂轮去除其表面缺陷。

　　[0003]上述工艺存在的问题:I项由于冷却不均易导致电极坯发生弯曲；2项砂轮砂磨加工效率低，不能完全去除电极坯的表面缺陷，同时在砂磨过程中由于砂轮的转速过高极易将坯料表面烧蚀，产生新的氧化层影响电极坯成分的纯度。电极坯与假电极之间焊接配合后，由于电极坯的弯曲，导致冶炼时电极坯的下行运动轨迹发生变化，极易造成与结晶器碰撞打弧，引发严重的人身设备安全事故。

　　【发明内容】

　　[0004]有鉴于此，本发明的目的在于提供一种电极还不会弯曲、安全性尚，且能提尚冶炼质量的冶炼工艺。

　　[0005]本发明的目的是通过以下技术方案实现的:

　　[0006]—种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺，包括浇铸电极坯工序和焊接假电极工序，还包括均匀冷却工序，即在浇铸电极坯工序完成后，将电极坯从浇铸模具中取出并垂直地放置在专用料架上进行降温冷却;还包括剥皮工序，即在焊接假电极工序之前，将电极坯进行车削加工彻底去除表面缺陷，同时在一次装夹过程中，先在电极坯的一端加工出一段与假电极外径具有相同直径的台阶轴，后切平该台阶轴的端面;焊接假电极时，先将电极坯的台阶轴与假电极同时固定在一夹具上，使两者轴线重合，后将两者的端面贴紧后再焊接固定。

　　[0007]进一步，所述专用料架上设置有多个用于装夹电极坯的卡紧固定环，卡紧固定环之间具有一定的间距，可使电极坯之间不干涉。

　　[0008]本发明的有益效果是:

　　[0009]本发明通过均匀冷却工序可以确保电极坯不弯曲，减少后续冶炼过程的安全隐患；通过剥皮工序确保电极坯成分的纯度以及直线度。保证和与假电极之间焊接后的同轴度，确保在冶炼中电极坯的下行运动不会碰到结晶器内壁，避免造成打弧发生严重的人身及设备事故，进一步提高了安全性，相对于现有技术采用人工砂磨清除表面缺陷的方式增加了可靠性，提高了生产效率还改善了生产环境。

　　[0010]本发明的其他优点、目标和特征在某种程度上将在随后的说明书中进行阐述，并且在某种程度上，基于对下文的考察研究对本领域技术人员而言将是显而易见的，或者可以从本发明的实践中得到教导。本发明的目标和其他优点可以通过下面的说明书来实现和获得。

　　【附图说明】

　　[0011]为了使本发明的目的、技术方案和优点更加清楚，下面将结合附图对本发明作进一步的详细描述，其中:

　　[0012]图1为本发明的冶炼工艺流程简图；

　　[0013]图2为本发明的专用料架的结构示意图；

　　[0014]图3为电极坯与假电板焊接固定的结构示意图。

　　【具体实施方式】

　　[0015]以下将参照附图，对本发明的优选实施例进行详细的描述。应当理解，优选实施例仅为了说明本发明，而不是为了限制本发明的保护范围。

　　[0016]图1为本发明的冶炼工艺流程简图，具体工序包括:浇铸电极坯、焊接假电极、校正对中、启动循环水、石墨电极造渣、通电冶炼等，本发明的重点在于，如虚线框所示部分:

　　[0017]I)还包括均匀冷却工序，即在浇铸电极坯工序完成后，将电极坯从浇铸模具中取出并垂直地放置在专用料架上进行降温冷却；目的是让电极坯在冷却过程中自然均匀地冷却，避免因冷却不均而导致电极坯发生弯曲。现有技术是直接横卧放置在地面上的架子上，电极坯基本上都是弯曲的。而弯曲的电极坯会对后续电渣的冶炼过程造成很多的不便和安全隐患。比如焊接假电极的时候，因为弯曲造成最终的冶炼电极坯和假电极不同心，在冶炼过程中电极就会在下降过程中轨迹不正导致偏离中心。这样就可能造成电极和结晶器碰撞打弧的严重后果。

　　[0018]进一步，如图2所示，本发明的专用料架I上设置有多个用于装夹电极坯2的卡紧固定环，由于电极还2沿其轴向存在一定的拔模锥度，装入时，将电极还2从小端装入卡紧固定环，在靠近大端处固定，同时，卡紧固定环之间设置一定的间距，可使电极坯之间相互不干涉，减少碰伤的机率，以提高其表面质量。

　　[0019]2)还包括剥皮工序，即在焊接假电极工序之前，将电极坯2进行车削加工彻底去除表面缺陷，以保证进入电渣炉冶炼的坯料表面尽可能纯净无杂质且保持良好的外形尺寸，同时，本工序还要为与假电极4的焊接作准备，其内容包括:需要在一次装夹过程中，先在电极坯2的一端加工出一段与假电极外径具有相同直径的台阶轴3，然后再切平该台阶轴3的端面，可确保台阶的端面与母线垂直，这样在焊接假电极4时，将电极坯2的台阶轴3与假电极4 一起固定在一夹具上，并将两者的端面贴紧进行焊接固定，可确保两者的轴线重合，可进一步减少、甚至是避免安全事故，提高其安全性。

　　[0020]以上两条措施看似简单，其实是非常必要的。如果电极坯没经过车削剥皮，就有可能将电极坯表面未除尽的杂质带进电渣的冶炼过程中，从而影响冶炼质量。另外如果不将电极坯垂直放置或是不经过车削加工，那在冶炼过程中由于电极坯弯曲，在进行冶炼时就会因为直线度不好，影响电极坯的垂直下行状态，严重的甚至会导致因电极坯碰到结晶器内壁造成打弧引发严重的人身及设备事故。

　　[0021]最后说明的是，以上实施例仅用以说明本发明的技术方案而非限制，尽管参照较佳实施例对本发明进行了详细说明，本领域的普通技术人员应当理解，可以对本发明的技术方案进行修改或者等同替换，而不脱离本技术方案的宗旨和范围，其均应涵盖在本发明的权利要求范围当中。

　　【主权项】

　　1.一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺，包括浇铸电极坯工序和焊接假电极工序，其特征在于:包括均匀冷却工序，即在浇铸电极坯工序完成后，将电极坯从浇铸模具中取出并垂直地放置在专用料架上进行降温冷却;还包括剥皮工序，即在焊接假电极工序之前，将电极坯进行车削加工去除表面缺陷，同时在一次装夹过程中，在电极坯的一端加工出一段与假电极外径具有相同直径的台阶轴，后切平该台阶轴的端面;焊接假电极时，先将电极坯的台阶轴与假电极同时固定在一夹具上，使两者轴线重合，后将两者的端面贴紧后再焊接固定。2.根据权利要求1所述的一种能提高电渣炉冶炼质量的冶炼工艺，其特征在于:所述专用料架上设置有多个用于装夹电极坯的卡紧固定环，卡紧固定环之间具有一定的间距，可使电极坯之间不干涉。

　　【文档编号】C21C5/52GK105838898SQ201610429152

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年6月16日

　　【发明人】董宝渝

　　【申请人】重庆钢铁(集团)有限责任公司

　　一种电子束冷床单次熔炼tc4钛合金铸锭头部补缩工艺的制作方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，属于钛合金铸锭补缩工艺技术领域，包括如下步骤：确定需补缩的铸锭头部；从最后一次金属液体流入结晶器内开始，保持6?7#电流5.5A，维持5分钟；6?7#电流按照每0.5A一档由5.0A递减至0.5A，每降低一档维持5分钟；从电流为3.0A开始，缩小6?7#扫描范围；将6?7#向边缘放大，至熔池消失，完成补缩；补缩完成后，进行冷却。本发明工艺简单，操作方便，使用效果好，能有效解决铸锭头部出现的缺陷，大大提高了铸锭的一次成材率，可获得明显的经济利益。

　　【专利说明】

　　一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺

　　技术领域

　　[0001 ]本发明涉及一种TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，特别是涉及一种电子束冷床单次 熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，属于钛合金铸锭补缩工艺技术领域。

　　【背景技术】

　　[0002] 对真空自耗熔炼(VAR)熔炼钛及钛合金而言，熔炼结束时，当电极剩余一定重量， 现有技术的补缩工艺一般采用逐级降低熔化电流，小电流保温的方式进行。该补缩工艺中 需要制定补缩开始的剩余电极重量，每一级电流、电压及时间。随着补缩的进行，自耗电极 的剩余重量逐渐减少并趋于零。然而，经上述补缩制得的铸锭通常存在缩孔范围波动大，或 者有时最后的剩余电极重量较多，最终影响成锭率，造成补缩质量不稳定。尤其是，每炉熔 炼时的电流、电压、真空度等参数会发生波动，这样更容易导致每炉钛或钛合金锭熔炼补缩 时，出现剩余电极重量不够，补缩提前结束，使得铸锭缩孔较深，且每炉铸锭补缩后的缩孔 深度范围波动较大;或者出现补缩完成后，电极剩余重量较多，使得该炉熔炼成锭率降低， 并影响下炉熔炼操作。最终影响成铸锭的成材率。在后续的生产中，还需进行扒皮、开坯锻 造等工序，会使产品的成材率大为下降。

　　[0003] 对于电子束冷床熔炼而言，最大的好处就是将熔化区、精炼区、浇铸区分离。在浇 铸区进行补缩工艺，可减小铸锭切头、切尾量、提高电子束冷床炉熔炼铸坯的成材率，解决 铸坯内部缩孔、疏松及断面裂口等缺陷，改善浇铸板坯的头部、尾部的浇铸质量。电子束冷 床单次熔炼TC4钛合金铸锭，若按照传统的补缩工艺进行，由于A1元素的饱和蒸汽压远大于 基体元素，造成在熔炼过程中合金元素 A1发生大面积挥发损失导致铸锭头部化学成分无法 达标。若不进行补缩工艺，很容易形成冒口、断面开裂等铸造缺陷。一般采用切头去尾的办 法，以消除该缺陷对后续加工的影响，但采用此法，会使铸锭的成材率大为下降。

　　【发明内容】

　　[0004] 本发明的主要目的是为了解决目前现有技术中TC4钛合金铸锭头部补缩工艺存在 的上述问题，提供一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺。

　　[0005] 本发明的目的可以通过采用如下技术方案达到：

　　[0006] -种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，包括如下步骤：

　　[0007] 步骤1:确定电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭需补缩的头部，确定方法是，将最 后饶铸面至Ι?长1〇〇_以内定乂为铸Ι?头部；

　　[0008] 步骤2:对负责扫描电子束冷床炉熔炼区、精炼区及浇铸区的电子枪进行编号，Ι? α# 负责扫描电子束冷床炉熔炼区， 5# 负责扫描电子束冷床炉精炼区， 6-7# 负责扫描电子束 冷床炉浇铸区；

　　[0009] 步骤3:在从最后一次金属液体流入电子束冷床炉结晶器内开始计时，保持6-7#电 子枪电流不变，维持5分钟；

　　[0010] 步骤4:在步骤3中6-7#电子枪电流维持5分钟不变后，按一定规则降低6-7#电子枪 电流；

　　[0011]步骤5:在降低6-7#电子枪电流的同时，从铸锭边缘向中心缩小6-7#电子枪扫描轨 迹范围，保持铸锭中心为液体状态；

　　[0012] 步骤6:6-7#电子枪电流降低后，将6-7#电子枪平稳缓慢从中心向边缘放大，直至 熔池消失，完成TC4钛合金铸锭头部补缩；

　　[0013] 步骤7:补缩完成后，进行冷却。

　　[0014] 进一步的，所述步骤2中对负责扫描电子束冷床炉熔炼区、精炼区及浇铸区的电子 枪进行编号后，关闭1-5#电子枪。

　　[0015] 进一步的，所述步骤3中6-7#电子枪电流为5.5A。

　　[0016] 进一步的，所述步骤4中6-7#电子枪电流按如下规则降低:6-7#电子枪电流按照一 定递减规则由5.0A降低至0.5A。

　　[0017] 进一步的，所述步骤4中6-7#电子枪电流由5.0A按照每0.5A为一档递减的规则降 低至0.5A。

　　[0018] 进一步的，所述步骤4中6-7#电子枪电流每降低一档0.5A均维持5分钟。

　　[0019]进一步的，所述步骤5中从电流为3.0A开始，从铸锭边缘向中心缩小6-7#电子枪扫 描轨迹范围，保持铸锭中心为液体状态。

　　[0020]进一步的，所述步骤7中补缩完成后需要恢复1-7#电子枪扫描图形大小。

　　[0021]进一步的，所述步骤7中恢复1-7#电子枪扫描图形大小的同时，恢复1-7#电子枪的 扫描功率。

　　[0022] 进一步的，所述步骤7中恢复1-7#电子枪的扫描功率后，打开1-7#电子枪的扫描图 形，待1-7#电子枪运行稳定后，直接进行浇铸。

　　[0023] 本发明的有益技术效果:本发明提供的一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭 头部补缩工艺，工艺简单，操作方便，使用效果好，能有效解决铸锭头部出现的缺陷，如气 孔、缩孔、端面裂口等，大大提高了铸锭的一次成材率，可获得明显的经济利益。

　　【附图说明】

　　[0024] 图1为本发明料块熔炼区电子枪电流占各枪电流加总的比例图；

　　[0025] 图2为本发明精炼区域电子枪电流占各枪电流加总的比例图；

　　[0026] 图3为本发明铸锭浇铸区电子枪电流占各枪电流加总的比例图。

　　【具体实施方式】

　　[0027] 为使本领域技术人员更加清楚和明确本发明的技术方案，下面结合实施例及附图 对本发明作进一步详细的描述，但本发明的实施方式不限于此。

　　[0028] 一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，包括如下步骤：

　　[0029] 步骤1:确定电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭需补缩的头部，确定方法是，将开 始饶铸面至Ι?长1〇〇_以内定乂为铸Ι?头部；

　　[0030] 步骤2:对负责扫描电子束冷床炉熔炼区、精炼区及浇铸区的电子枪进行编号，Ι? α# 负责扫描电子束冷床炉熔炼区， 5# 负责扫描电子束冷床炉精炼区， 6-7# 负责扫描电子束 冷床炉浇铸区，关闭1 -5#电子枪；

　　[0031]步骤3:在从最后一次金属液体流入电子束冷床炉结晶器内开始计时，保持6-7#电 子枪电流5.5A不变，维持5分钟；

　　[0032] 步骤4:在步骤3中6-7#电子枪电流维持5分钟不变后，6-7#电子枪电流按如下规则 降低:6-7#电子枪电流按照每0.5A为一档递减的规则由5.0A降低至0.5A，6-7#电子枪电流 每降低一档〇. 5A均维持5分钟；

　　[0033]步骤5:在降低6-7#电子枪电流的同时，从电流为3.0A开始，从铸锭边缘向中心缩 小6-7#电子枪扫描轨迹范围，保持铸锭中心为液体状态；

　　[0034] 步骤6:6-7#电子枪电流降低后，将6-7#电子枪平稳缓慢从中心向边缘放大，直至 熔池消失，完成TC4钛合金铸锭头部补缩；

　　[0035]步骤7:补缩完成后，恢复1-7#电子枪扫描图形大小，恢复1-7#电子枪扫描图形大 小的同时，恢复1-7#电子枪的扫描功率，打开1-7#电子枪的扫描图形，待1-7#电子枪运行稳 定后，直接进行浇铸。

　　[0036] 正常熔炼阶段熔炼区、精炼区及浇铸区电子枪功率分配比例分析如图1-3所示。图 1为本发明料块熔炼区电子枪电流占各枪电流加总的比例图；图2为本发明精炼区域电子枪 电流占各枪电流加总的比例图；图3为本发明铸锭浇铸区电子枪电流占各枪电流加总的比 例图。

　　[0037] 如图1所示，1-4#电子枪负责原料的熔炼，从拟合曲线来看，正常熔炼期间其占总 电流加总的65 %左右，所占比例较为稳定。如图2所示，5#电子枪负责冷床中熔池的精炼，其 占各枪电流加总的比例在正常熔炼阶段占15%左右，所占比例较为稳定。如图3所示，6-7# 电子枪负责结晶器区域(铸锭浇铸区），保证铸锭顺利成型及表面质量，正常熔炼期间前期 占总电流加总的25%左右，后期略有下降至20%，是由于测试保证铸锭表面质量所需的最 低功率值而不断主动调低其电流值所致。

　　[0038] 对电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭化学成分进行检验：

　　[0039] 将铸锭浇道口一侧大面标识为A面，相对的大面标识为B面，铸锭一侧小面标识为C 面，相对的小面标识为D面，下底面标识为X面，上表面标识为S面;在铸锭的所述A面、所述B 面及所述S面上取肩样，并做好取肩样的标识;使用立铣刀在取样点上钻铣肩样，收集铣肩 样，并在取样口上做好标识。

　　[0040] 在距S面10mm长度处锯切并取样，该截面标示为S '面，在距S '面20mm长度处锯切并 取样，该截面标示为Μ面，取样点与S'面相同；称取每个样点所述肩样O.lg，经1:2硫酸溶解， 用ICP-7300V电感耦合等离子发射光谱仪测定铝、钒、铁的化学成分。

　　[0041] 各个面检验结果如下：

　　[0042] 1、S、S '及Μ面取样点化验结果 [0043] S面取样点检验结果如表2:

　　[0044]表2 S面取样点检验结果

　　[0045]

　　[0046] S'面取样点检验结果如表3:

　　[0047]表3 S'面取样点检验结果

　　[0048]

　　[0049] Μ面取样点检验结果如表4:

　　[0050]表4 Μ面取样点检验结果

　　[0051]

　　[0053]检验结果分析：

　　[0054] 从Μ面取样点成分检测结果来看，补缩工艺对铸锭头部化学成分的影响至少到达 35mm深度以上。Μ面Α1元素在铸锭中心的含量仍然明显低于边部含量，但已经进入国标范 围。

　　[0055] S'面V含量明显偏高，平均值达到4.53%，可能是由于补缩工艺使铸锭头部保持的 液态时间较长，V元素密度相对较大(V元素密度:6. llg/cm3)导致下沉所致。

　　[0056] 2、X面取样点检验结果如表5:

　　[0057]表5 Μ面取样点检验结果 [0058]

　　[0059]检验结果分析：

　　[0060] X面为距锭尾100mm处的锯切截面，所有取样点Α1、ν元素检测值均符合国标要求。

　　[0061 ] Α1元素含量平均值6.57 %，标准偏差0.118; V元素含量平均值4.26 %，标准偏差 0.154〇

　　[0062]综上所述，本发明提供的一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺， 工艺简单，操作方便，使用效果好，能有效解决铸锭头部出现的缺陷，如气孔、缩孔、端面裂 口等，大大提高了铸锭的一次成材率，可获得明显的经济利益。

　　[0063]以上所述，仅为本发明优选的实施例，但本发明的保护范围并不局限于此，任何熟 悉本技术领域的技术人员在本发明所公开的范围内，根据本发明的技术方案及其构思加以 等同替换或改变，都属于本发明的保护范围。

　　【主权项】

　　1. 一种电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在于，包括如下步 骤： 步骤1:确定电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭需补缩的头部，确定方法是，将最后浇 铸面至锭长100mm以内定义为铸锭头部； 步骤2:对负责扫描电子束冷床炉熔炼区、精炼区及浇铸区的电子枪进行编号，1-4#负 责扫描电子束冷床炉熔炼区，5#负责扫描电子束冷床炉精炼区，6-7#负责扫描电子束冷床 炉浇铸区； 步骤3:在从最后一次金属液体流入电子束冷床炉结晶器内开始计时，保持6-7#电子枪 电流不变，维持5分钟； 步骤4:在步骤3中6-7#电子枪电流维持5分钟不变后，按一定规则降低6-7#电子枪电 流； 步骤5:在降低6-7#电子枪电流的同时，从铸锭边缘向中心缩小6-7#电子枪扫描轨迹范 围，保持铸Ι?中心为液体状态； 步骤6:6-7#电子枪电流降低后，将6-7#电子枪平稳缓慢从中心向边缘放大，直至熔池 消失，完成TC4钛合金铸锭头部补缩； 步骤7:补缩完成后，进行冷却。2. 根据权利要求1所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤2中对负责扫描电子束冷床炉熔炼区、精炼区及浇铸区的电子枪进行编号后， 关闭1-5#电子枪。3. 根据权利要求1所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤3中6-7#电子枪电流为5.5Α。4. 根据权利要求1所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤4中6-7#电子枪电流按如下规则降低：6-7#电子枪电流按照一定递减规则由 5.0厶降低至0.5八。5. 根据权利要求4所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤4中6-7#电子枪电流由5.0Α按照每0.5Α为一档递减的规则降低至0.5Α。6. 根据权利要求5所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤4中6-7#电子枪电流每降低一档0.5Α均维持5分钟。7. 根据权利要求1所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤5中从电流为3.0Α开始，从铸锭边缘向中心缩小6-7#电子枪扫描轨迹范围，保 持铸Ι?中心为液体状态。8. 根据权利要求1所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤7中补缩完成后需要恢复1-7#电子枪扫描图形大小。9. 根据权利要求8所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征在 于，所述步骤7中恢复1-7#电子枪扫描图形大小的同时，恢复1-7#电子枪的扫描功率。10. 根据权利要求9所述的电子束冷床单次熔炼TC4钛合金铸锭头部补缩工艺，其特征 在于，所述步骤7中恢复1-7#电子枪的扫描功率后，打开1-7#电子枪的扫描图形，待1-7#电 子枪运行稳定后，直接进行浇铸。

　　【文档编号】C22C1/02GK105838899SQ201610333735

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年5月18日

　　【发明人】唐增辉, 张志斌, 韵海鹰, 杜彬, 周武

　　【申请人】青海聚能钛业有限公司

　　一种使用I₂和NaI进行黄金精炼的方法

　　【专利摘要】本发明属于金属冶炼技术领域，具体涉及一种使用I2和NaI进行黄金精炼的方法。所述方法的步骤为：雾化制粉溶解过滤还原电解。本发明所述方法不产生废气废水，精炼周期仅为3?5小时，只需使用电能，安全风险低，得到黄金的纯度可达到99.995％；真正实现了环境友好、经济合理、技术可行、操作安全、产品质量高的目标，是实现无污染炼金的最佳选择。

　　【专利说明】

　　-种使用12和Na I进行黄金精炼的方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于金属冶炼技术领域，具体设及一种使用12和化I进行黄金精炼的方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 对于大多数黄金生产企业而言，传统的冶炼工艺生产的黄金产品纯度已不能满足 要求。为了尽快适应市场的变化，创造更多的经济效益，企业正积极酝酿对冶炼工艺进行技 术更新，采用先进的黄金精炼技术，促进企业的产品升级。因此，黄金精炼技术的研究和开 发应用日益为黄金生产企业所重视。

　　[0003] 目前，用于黄金精炼的方法主要有王水法、氯化法(Boliden工艺）、萃取法、电解法 四种。其中，王水法、萃取法存在类似的缺点：废气量大，处理难度高;废水量较大，HCl浓度 高，处理成本高;采用氯化法时，废气、废水产生量大，处理成本高，设备投资大，且原料中含 有氯气，存在较大的安全隐患；电解法的废水废气产生量小，处理成本低，但是黄金积压较 多，精炼周期长，且生产成本较高。表1为四种黄金精炼方法的比较图。

　　[0004] 表1四种黄金精炼方法的比较表 [00051

　　fnooAl

　　[0007]由上表可W看出，运四种黄金精炼方法均具有一定的局限性，阻碍了它们在工业 上的进一步应用，因此，也迫切地需要发展一种新的黄金精炼方法。

　　【发明内容】

　　[000引本发明提供了一种使用12和化I进行黄金精炼的方法，具体技术方案如下：

　　[0009] -种使用12和化I进行黄金精炼的方法，具体步骤为：

　　[0010] (1)雾化制粉:采用高压水雾化制粉设备，使粗黄金烙化，并利用高压水流雾化、凝 固，得到金粉；

　　[0011] (2)溶解:将步骤(1)得到的金粉加入装有舰单质和化I的反应器内，加入离子交换 水，揽拌浸出，使金粉完全溶解，得到NaA山4溶液;反应式为:2AU+3I2巧NaI=2NaA山4;

　　[0012] (3)过滤：调节溶液至抑=8.5-9.0,过滤除去不溶的AgI和其他金属杂质，滤渣送 入银回收系统；

　　[0013] (4)还原：用阴极液还原NaAul4溶液，经去离子水洗涂干燥后，得到纯金粉;反应式 为：2NaAul4+6 化 OH=2Au+7NaI+NaI〇3+3也0;

　　[0014] (5)电解:微量未被阴极液还原的化Aul4和银、销、钮沉积于阴极，步骤(4)生成的 NaI溶液进入舰发生器进行电解，阴极区得到化OH和NaI的混合溶液，阳极区得到舰和化I的 混合溶液;NaOH和NaI用于步骤(4)还原工序，舰和NaI用于步骤(2)溶解工序;反应式为：

　　[0015] 阳极 2NaI=l2+2化++2e

　　[0016] 阴极 NaI〇3+3也0+6e=NaI+60H-

　　[0017] Na++0H-=NaOH。

　　[001引步骤(1)得到金粉的粒径< 60目。

　　[0019] 步骤(1)中，高压水雾化制粉设备的型号为JTSWH-30,时间为40-60min。

　　[0020] 步骤（2)中，金粉、舰单质、NaI和离子交换水的用量之比为lkgjkg:3.1kg: (6-lOL)。

　　[0021] 步骤(2)中，反应溫度为40-55°C，揽拌转速为12化/min,浸出时间为80-120min。

　　[0022] 步骤(3)中，用1 .OX ICT2M的氨氧化钢溶液调节溶液的抑值。

　　[0023] 步骤(4)所述阴极液的成分包括NaOH和化I，所述化OH的浓度> 3M，所述NaOH与粗 黄金的质量为(620-730g): lOOOg。

　　[0024] 步骤(4)还原的还原率为98.5-99.6%。

　　[0025] 步骤(5)中，电解条件为:槽电压3.8-4.3￥，电流密度150-2304/1112，步骤(4)生成的 NaI溶液的浓度为500-800g/L。

　　[0026] 使用上述方法得到的黄金纯度> 99.995%。

　　[0027] 本发明的有益效果为:本发明在黄金精炼过程中避免使用强酸和剧毒化学品，炼 金原料12和化I在体系内可再生实现自动循环，产出的化OH用于还原金，一次投入即可，不 必再添加化学试剂;且l2和化I均是医药食品业的重要原料。本发明所述方法不产生废气废 水，精炼周期仅为3-5小时，只需使用电能，安全风险低，得到黄金的纯度可达到99.995%。 该黄金精炼方法真正实现了环境友好、经济合理、技术可行、操作简便、产品质量高的目标， 是实现无污染炼金的最佳选择。

　　[0028] 说明书附图

　　[0029] 图1为实施例1制备得到的黄金的纯度检测报告。

　　【具体实施方式】

　　[0030] 下面结合具体实施例对本发明做进一步的说明，但并不因此而限制本发明所要求 保护的范围。

　　[0031] 实施例1

　　[0032] (1)雾化制粉:采用型号为JTSWH-30的高压水雾化制粉设备，使粗黄金烙化，并利 用高压水流雾化、凝固，时间为40-60min，得到粒径含60目的金粉。

　　[0033] (2)溶解:将步骤(1)得到的金粉加入装有舰单质和化I的反应器内，加入离子交换 水，揽拌浸出，使金粉完全溶解，得到NaAul4溶液;反应式为:2AU+3I2+2化I=2NaAul4;其中， 金粉、舰单质、化I和离子交换水的用量之比为lkgjkg:3. Ikg: (6-1化）；反应溫度为40-55 °C，揽拌转速为120r/min，浸出时间为80-120min。

　　[0034] (3)过滤:用1.OX ICT2M的氨氧化钢溶液调节溶液的pH值至8.5-9.0,过滤除去不溶 的AgI和其他金属杂质，滤渣送入银回收系统；

　　[0035] (4)还原：用阴极液还原NaAul4溶液，经去离子水洗涂干燥后，得到纯金粉，还原率 为98.5-99.6% ;反应式为：2NaA山4+6NaOH=2Au巧NaI+NaI〇3+3出0;所述阴极液的成分包括 NaOH和NaI，所述NaOH的浓度含3M，所述NaOH与粗黄金的质量为(620-730g): lOOOg。

　　[0036] (5)电解:微量未被阴极液还原的化Aul4和银、销、钮沉积于阴极，步骤(4)生成的 化I溶液(浓度为500-800g/L)进入舰发生器进行电解，电解条件为:槽电压3.8-4.3V，电流 密度150-230A/m 2;阴极区得到化OH和化I的混合溶液，阳极区得到舰和化I的混合溶液； NaOH和Na I用于步骤(4)还原工序，舰和Na I用于步骤(2)溶解工序;反应式为：

　　[0037] 阳极 2NaI=l2+2化++2e

　　[003引 阴极 NaI03+3出0+6e=NaI+60H-

　　[0039] Na++0H-=Na0H。

　　[0040] 使用上述方法得到的黄金纯度>99.995%，检测报告如图I所示。该报告由福建紫 金矿冶测试技术有限公司出具，检测项目依据为GB/T 25934.2-2010高纯金化学分析方法， ICP-MS-标准加入校正-内标法测定杂质元素的含量。

　　【主权项】

　　1. 一种使用12和Nal进行黄金精炼的方法，其特征在于，具体步骤为： (1) 雾化制粉:采用高压水雾化制粉设备，使粗黄金熔化，并利用高压水流雾化、凝固， 得到金粉； (2) 溶解:将步骤（1)得到的金粉加入装有碘单质和Nal的反应器内，加入离子交换水， 搅拌浸出，使金粉完全溶解，得到NaAul4溶液;反应式为:2Au+3I 2+2NaI=2NaAul4; (3) 过滤：调节溶液至pH=8.5-9.0,过滤除去不溶的Agl和其他金属杂质，滤渣送入银 回收系统； (4) 还原：用阴极液还原NaAuI4溶液，经去离子水洗涤干燥后，得到纯金粉;反应式为： 2NaAuI 4+6NaOH=2Au+7NaI+NaI03+3H20 ； (5) 电解:微量未被阴极液还原的NaAuI4和银、铂、钯沉积于阴极，步骤(4)生成的Nal溶 液进入碘发生器进行电解，阴极区得到NaOH和Nal的混合溶液，阳极区得到碘和Nal的混合 溶液;NaOH和Na I用于步骤(4)还原工序，碘和Na I用于步骤(2)溶解工序;反应式为： 阳极 2NaI=I2+2Na++2e 阴极 NaI〇3+3H20+6e=NaI+60H- Na++0!T=Na0H。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(1)得到金粉的粒径< 60目。3. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（1)中，高压水雾化制粉设备的型号为 JTSWH-30，时间为40-60min。4. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，金粉、碘单质、Nal和离子交换 水的用量之比为 lkg:2kg:3.1kg:(6-10L)。5. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(2)中，反应温度为40-55 °C，搅拌转速 为 120r/min，浸出时间为80-120min。6. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(3)中，用1.ΟΧ 10-2Μ的氢氧化钠溶液 调节溶液的pH值。7. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤（4)所述阴极液的成分包括NaOH和 Nal，所述NaOH的浓度2 3M，所述NaOH与粗黄金的质量为(620-730g): 1000g。8. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(4)还原的还原率为98.5-99.6%。9. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，步骤(5)中，电解条件为:槽电压3.8-4.3V， 电流密度150-230A/m 2,步骤(4)生成的Nal溶液的浓度为500-800g/L。10. 根据权利要求1-9任一项所述的方法，其特征在于，使用所述方法得到的黄金，纯度 > 99.995%。

　　【文档编号】C22B11/00GK105838900SQ201610221644

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月11日

　　【发明人】许良秋, 马晓红, 庄光军, 林文辉

　　【申请人】许良秋, 马晓红, 庄光军, 林文辉

　　一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法

　　【专利摘要】本发明提供了一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法。该方法将含硫砷含碳金矿添加钠盐后混匀，在富氧条件下快速焙烧，所得焙砂水洗后进行氰化浸出。本发明的焙烧时间短、能耗低、生产成本低、硫砷和碳的脱除效果好且焙砂容易提金，金的浸出率可达95％以上。该发明对我国含硫砷含碳金矿资源的开发利用具有十分重要的指导意义。

　　【专利说明】

　　一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法

　　技术领域

　　[0001] 本发明属于火法-湿法联合冶金领域，具体涉及一种含硫砷含碳金精矿焙烧预处 理提金的方法。

　　【背景技术】

　　[0002] 随着金矿资源的日益匮乏，金的提取已逐步由易处理矿石转向难处理矿石。我国 的难处理金矿丰富，含硫砷金矿占1/3以上，属难浸出矿石，而当其中含有碳时，金的浸出更 为困难，主要原因是毒砂、黄铁矿等硫化物对金形成了包裹，阻碍了金与浸出剂的直接接 触，同时矿石中活性炭型的有机碳会"劫持"浸出液中的金络合物，导致金的浸出率很低，故 必须进行预处理以改善浸出效果。

　　[0003] 难处理金矿石的焙烧氧化法是黄金冶炼行业比较古老的金矿预处理方法，该方法 适应性强、技术可靠、操作简便易行，特别是对含硫、含砷、含碳较高的矿石，这种方法可以 自热平衡，而且可以回收利用多种元素，是一种比较理想的方法。常见的焙烧方法包括传统 焙烧和两段焙烧。传统焙烧(一段焙烧)处理含砷金精矿，由于砷生成不挥发的砷酸盐和砷 化物而留在焙砂中，不能完全脱砷，而且对金产生二次包裹，对后续浸金不利，因此该预处 理方式效果并不好。两段焙烧通常在I段低温和还原气氛下脱砷，Π 段在高温和氧化气氛下 进一步脱硫、脱碳。但两段焙烧预处理工艺温度很难控制，易产生过焙烧，且时间长(一般为 2~3h)，能耗大，效率低，成本高，因此也不是该类金矿石理想的预处理方法。而且含硫砷含 碳金矿的焙烧不能简单套用含硫砷金矿的焙烧方法。

　　[0004] 含硫砷含碳金矿焙烧预处理目的在于既要脱除金矿中的硫和砷又要脱除金矿中 的碳，三者的脱除特性存在很大差别。采用传统一段焙烧法，砷以砷酸盐的形式存在于焙砂 中，影响后续金的浸出；砷在低温(300~500°C)、中性或弱氧化性气氛中焙烧，其以三氧化 二砷的形式脱除，而硫和碳的脱除又在高温(650°C左右)强氧化性气氛，这就是两段焙烧 法，该法在第二段的高温条件下焙烧，尤其是含碳量高时金矿更容易过焙烧，所以生产中温 度一般降至620°C左右，温度降低必然造成焙烧时间延长(一般2小时以上）。

　　【发明内容】

　　[0005] 针对以上问题，本发明的目的在于提供一种操作简单、流程短、能耗小、经济价值 高的含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法，对该类难处理金矿石进行开发利用。

　　[0006] 为了实现上述目的，本发明提供了一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法。

　　[0007] 其技术方案为：一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法，将钠盐添加至含硫 砷含碳金矿后混匀，在21%~50%的氧浓度下焙烧，所得焙砂通过水洗后浸出回收其中的 金;其中，钠盐的加入量为含硫砷含碳金矿的3%~6%。

　　[0008] 本发明包括以下优选方案：

　　[0009] 优选的方案中，所述钠盐为草酸钠、硫酸钠或碳酸钠中的一种或几种。

　　[0010] 进一步优选所述钠盐为硫酸钠或草酸钠中的一种。

　　[0011]优选的方案中，焙烧温度为700°C~750°C。

　　[0012]优选的方案中，焙烧时间为15~25分钟。

　　[0013]优选的方案中，焙砂通过水洗后再用浸金剂浸出金。

　　[0014]发明人通过不断的研究发现，本发明能获得如此好的技术效果的机理可能是由于 以下原因：

　　[0015] 含硫砷含碳金矿由于碳的存在在焙烧氧化初期有大量的一氧化碳和二氧化碳的 存在，在料层中呈还原性气氛和弱氧化性气氛，保证了砷以三氧化二砷的形式脱除，即使砷 被氧化成砷酸盐也在一氧化碳的存在条件下还原为三氧化二砷而被脱除。另外添加少量钠 盐保证了在焙烧过程中形成可溶盐而避免了大量低熔点物质的形成而阻碍后续金的浸出， 在浸金之前水洗后便于金的浸出。富氧条件下，既保证了碳和硫的完全脱除，又保证了黄铁 矿和砷黄铁矿中铁的最终氧化产物为疏松多孔的赤铁矿，从而达到焙烧预处理的目的。在 钠盐、富氧及矿石中碳的共同作用下，砷、硫和碳完全被脱除，又避免了焙砂的固结，并加速 了整个金矿的氧化速度，使金矿的焙烧在20分钟左右焙烧完全，但不影响金的高浸出率。

　　[0016] 以上机理仅是发明人在获得本发明如此好的有益效果之后经过初步分析后的推 测，以上机理的说明并不能形成对本发明创造性的限制。

　　[0017] 本发明所述的一种含硫砷含碳金矿焙烧方法与己有焙烧预处理技术相比具有以 下突出的实质性特点和显著进步：

　　[0018] 1、在焙烧过程中添加少量钠盐作为添加剂，可避免焙烧过程易产生的固结现象；

　　[0019] 2、采用富氧焙烧，既保证了碳和硫的完全脱除，又保证了黄铁矿和砷黄铁矿中铁 的最终氧化产物为疏松多孔的赤铁矿，并加快了硫和碳的脱除动力学使焙烧时间大大缩 短。

　　[0020] 本发明通过在含硫砷含碳金矿中巧妙地先加入钠盐，再通过进一步严格控制焙烧 过程中的氧浓度、钠盐的加入量以及水洗过程的结合，获得了出乎本领域技术人员的意料 之外的有益效果。也解决了长期困扰本领域技术人员的一个含硫砷含碳金精矿难回收的难 题，得到了很高的金浸出率。

　　[0021] 本发明的焙烧时间短、能耗低、生产成本低、硫砷和碳的脱除效果好且焙砂容易提 金，金的浸出率可达95%以上。该发明对我国含硫砷含碳金矿资源的开发利用具有十分重 要的指导意义。

　　【具体实施方式】

　　[0022]以下结合实施例旨在进一步说明本发明，而非限制本发明。

　　[0023]原料条件:某含硫砷含碳金精矿的多元素分析如表1所示：

　　[0024]表1金精矿化学元素分析/%

　　[0025]

　　[0026] 注:*单位为g/t;

　　[0027] 该金矿不预处理，金的浸出率仅为1.33%。

　　[0028] 所有浸金条件:液固比2.5:1，pH 11，NaCN质量浓度0.4 %，搅拌转速600rpm，浸出 时间36h。

　　[0029] 对照例1:优化的两段焙烧-氰化浸出工艺：1段焙烧气氛为弱氧化性气氛、焙烧时 间为lh、温度为500°C，Π 段焙烧气氛为空气、焙烧时为lh、温度为620°C，所得焙砂经氰化钠 溶液浸出，金的浸出率为67.26%。

　　[0030] 对照例2:优化的一段焙烧条件，焙烧气氛为空气、焙烧时间为2h、温度为620°C，所 得焙砂经氰化钠溶液浸出，金的浸出率为69.12%。

　　[0031] 对照例3: -段焙烧条件，空气焙烧气氛、焙烧时间为2h、温度为700°C，所得焙砂经 氰化钠溶液浸出，金的浸出率为48.56%。

　　[0032]实施例1:在含硫砷含碳金精矿中，加入5 %草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°(：下焙烧201^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为96.14%。

　　[0033]实施例2:在含硫砷含碳金精矿中，加入5%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为50%、 温度为700°C下焙烧20min，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为90.14%。

　　[0034]实施例3:在含硫砷含碳金精矿中，加入5%硫酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°C下焙烧20min，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为98.33%。

　　[0035]实施例4:在含硫砷含碳金精矿中，加入5 %碳酸钠混合均匀，在氧气浓度为30 %、 温度为700°(：下焙烧201^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为93.76%。

　　[0036]实施例5:在含硫砷含碳金精矿中，加入5%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°(：下焙烧251^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为96.24%。

　　[0037]实施例6:在含硫砷含碳金精矿中，加入5 %草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30 %、 温度为700°C下焙烧15min，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为89.88%。

　　[0038]实施例7:在含硫砷含碳金精矿中，加入3%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°(：下焙烧201^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为90.76%。

　　[0039]实施例8:在含硫砷含碳金精矿中，加入6 %草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°C下焙烧20min，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为96.28%。

　　[0040] 对照例4:在含硫砷含碳金精矿中，加入5%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°C下焙烧20min，所得焙砂不经水洗进行氰化浸出，金的浸出率为84.13%。

　　[0041] 对照例5:在含硫砷含碳金精矿中，加入2%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为30%、 温度为700°(：下焙烧201^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为67.68%。

　　[0042] 对照例6:在含硫砷含碳金精矿中，加入5%草酸钠混合均匀，在氧气浓度为18%、 温度为700°(：下焙烧201^11，所得焙砂经水洗后氰化浸出，金的浸出率为62.5%。

　　【主权项】

　　1. 一种含硫砷含碳金矿焙烧预处理提金的方法，其特征在于，将钠盐添加至含硫砷含 碳金矿后混匀，在21%~50%的氧浓度下焙烧，所得焙砂通过水洗后浸出回收其中的金;其 中，钠盐的加入量为含硫砷含碳金矿质量的3%~6%。2. 根据权利要求1所述的方法，其特征在于，所述钠盐为草酸钠、碳酸钠或硫酸钠中的 一种或几种。3. 根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，焙烧温度为700 °C~750 °C。4. 根据权利要求3所述的方法，其特征在于，焙烧时间为15~25分钟。5. 根据权利要求1或2所述的方法，其特征在于，焙砂通过水洗后再用浸金剂浸出金。

　　【文档编号】C22B11/08GK105838901SQ201610201509

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月1日

　　【发明人】李骞, 姜涛, 杨永斌, 徐斌, 董中林, 胡建军, 张雁, 纪方舟, 刘光, 邹强, 李光辉, 范晓慧, 郭宇峰, 陈许玲, 张元波

　　【申请人】中南大学

　　一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法

　　【专利摘要】一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，属于有色金属冶金领域。涉及采用自蔓延反应?水浸除杂?热碱提铅?沉淀煅烧制备氧化铅的工艺流程。其特征在于：将选矿后的硫化铅精矿粉与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，引发自蔓延反应。反应后产物以水为浸出剂进行浸出除杂，含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，热过滤，将含铅热碱性浸取液快速冷却析出氢氧化铅，煅烧分解获得氧化铅产品。本发明具有工艺简单易行，原料和设备常见易获取且廉价，反应过程快速低能耗、低污染，碱液循环利用，实现硫化铅精矿绿色化清洁生产。

　　【专利说明】

　　一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于有色金属冶金领域，特别是涉及采用自蔓延反应绿色、快速、低能耗处理硫化铅精矿并分离制备氧化铅的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]铅矿物原料分为硫化矿和氧化矿两种，硫化矿中的铅矿物主要是方铅矿(PbS)，硫化铅矿石当今炼铅的主要原料。硫化铅精矿主要成分一般为w(Pb Zn)45?75%，w(S)15?20%，w(Fe)2?10%，w(Zn)2?8%，w(Si)l?5%，W(Cu)0.01?I.5%，W(Ca)0.5?2%，w(Al)0.5?2%。从硫化铅精矿中提取铅的方法主要有两种，即火法炼铅和湿法炼铅。目前，湿法炼铅仍处于研究阶段，主要采用氧化浸出法，只用于小规模生产，当代工业生产铅的方法几乎全部采用火法炼铅。

　　[0003]火法炼铅方法包括传统的烧结焙烧-鼓风炉熔炼流程、直接炼铅工艺以及沉淀熔炼法，其中前两种方法属于氧化还原熔炼范畴，后者是置换反应过程。氧化还原熔炼(专利申请201110219664.3)包括硫化铅精矿中硫化铅及其他硫化物的高温氧化生成氧化物和采用合适的还原剂(如焦炭)将氧化铅还原成金属铅收集两个步骤。目前火法炼铅普遍采用传统的烧结焙烧-鼓风炉熔炼流程，该工艺占世界产铅量的85%以上。该法处理量大，生产过程稳定，但存在能耗高、返料量大、二氧化硫捕集回收困难、铅蒸气和含铅粉尘污染环境、劳动条件差等问题。直接炼铅法是利用硫化铅精矿迅速氧化放出大量的热，使炉料内各组分之间顺势完成所有的冶金反应，过程反应热得到充分利用，冶金炉是密闭的，使用富氧或纯氧冶炼，产出高浓度二氧化硫烟气以制酸。该法虽提高了硫的回收和捕集程度，但同样存在工艺流程复杂、含铅粉尘污染、设备庞大、投资较大等问题。随着高品位铅矿产资源的逐渐枯竭、世界各国对铅污染的高度重视及清洁生产和循环经济的发展，高能耗、高污染的火法炼铅技术在世界各国已开始受到限制。同时，硫化铅精矿的氧化还原熔炼时一个耗碳行业，降低能成本与减低碳排放的要求对铅冶炼提出严格挑战，急需开发低能耗、高效率、环境友好型硫化铅精矿冶炼技术。

　　[0004]本发明应用了自蔓延反应技术，水浸除杂，碱浸提铅。避免了现有火法湿法工艺带来的高温、高压、高酸等高能耗、高成本、工序复杂等问题，自蔓延反应速度极快，产物稳定，避免了二氧化硫等含硫有毒气体的产生，实现了清洁无污染，应用水进行除杂，碱浸提铅，克服了硫化铅精矿高温高压湿法浸出工艺带来的环境、能耗、设备等问题，具有良好的环境经济效益。本发明具有工艺简单易行，所用原料和设备常见易获取且廉价，能耗低，绿色无污染。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明目的是解决现有湿法及火法铅冶金过程中带来的高能耗、高成本、高投入、高污染、工艺复杂冗长等问题。为此，本发明是公开一种低耗能、无污染、工艺简单、成本低廉的常温常压条件下处理硫化铅精矿的方法。

　　[0006]本发明经研究发现:硫化铅与过氧化钠混合后经引燃后会发生自蔓延反应，反应生成铅酸盐，而-2价的硫在自蔓延高温反应中转化为硫酸钠。依据以上发现，本发明工艺应用自蔓延反应技术，使硫化铅与过氧化钠的氧化还原反应依靠自身化学能进行，无需外接提供附加能量，实现低能耗、高效快速处理硫化铅精矿，同时避免SOx污染气体的产生，彻底解决现有焙烧技术带来的烟气处理处置和环境污染问题;采用水浸除杂，碱浸提铅，工艺过程更具有快速、廉价、高效、低能耗、无污染等优势。

　　[0007]本发明所述的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法如下:

　　[0008]步骤一:自蔓延反应

　　[0009]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度30?200微米，优选74微米。然后将矿粉与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中。采用化学点火、燃烧波点火、激光点火、热爆点火或微波点火等方法中的一种或几种引燃方法引发自蔓延反应。反应一经引燃将以燃烧波形式自发进行，无需提供附加能量，直至反应结束。

　　[0010]特别的，硫化铅精矿粉与过氧化钠质量比为1:1?1: 5，要求在干燥环境中进行物料混合及压实工序。

　　[0011]PbS+Na202^NaxPb0y+Na2S04

　　[0012]步骤二:水浸除杂

　　[0013]将步骤一中反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，杂质离子以Zn022—、Si032—、AlO2-、Ca(OH)2形式溶解至浸出液中，铅、铁、铜则以氧化物形式沉淀，浸出过程不断搅拌，过滤，滤液A和含铅富集渣；

　　[0014]以稀碱液冲洗氧化铅富集渣，洗液并入浸出液;滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤，得滤液B并回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠然后过滤回收硫酸钠，滤液即剩余氢氧化钠A溶液循环利用；

　　[0015]浸出条件为:反应产物与水按固液比控制在1:50?1:200(g/mL)，浸出温度20?50°C，浸出时间I?4h。特别的，在浸出过程中可通过控制浸出过程浸出液pH为9?12。

　　[0016]浸出除杂过程反应方程式如下:

　　[0017]NaxPb0y+H20^Pb (OH) 2+NaOH

　　[0018]Pb(0H)2^Pb0+H20

　　[0019]Zn0+Na0H^Na2Zn02 (aq) +H2O

　　[0020]Al 203+Na0H^NaAl O2 (aq) +H2O

　　[0021]CaO+H2O^Ca(OH)2(aq)

　　[0022]S i 02+Na0H^Na2 S i O3 (aq) +H2O

　　[0023]步骤三:碱浸提铅

　　[0024]步骤二中的含铅富集渣中含有的主要成分为Pb0、Fe203和CuO，采用热碱液作为浸出液浸出可选择性铅，浸出过程不断搅拌，趁热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入热碱液浸出液，过滤，得到含铅滤液同时滤渣返回进行再次浸出；

　　[0025]浸出条件:碱液为氢氧化钠溶液，氢氧化钠浓度控制在5?30 %，浸出温度50?110°C，浸出时间I?10h。

　　[0026]热碱浸出过程反应方程式如下:

　　[0027]PbO+NaOH+H2O^Na2Pb (OH) 4

　　[0028]步骤四:沉淀制备氧化铅

　　[0029]将步骤三中热碱性含铅滤液快速冷却至5?20°C，铅在碱性溶液中的溶解度迅速降低，以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在150?300°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的强氧化钠滤液B回用于步骤三中的浸出液。

　　[0030]剩余氢氧化钠A溶液也可作为步骤三中的浸出液。

　　[0031]本发明具有以下有点:

　　[0032]1、由于发明采用了自蔓延反应技术，使硫化铅精矿中的硫化铅与过氧化钠发生自蔓延反应，无需提供附加能量，反应速度极快，克服了现有火法湿法工艺带来的高温、高压、尚酸等尚能耗、尚成本、工序复杂等冋题。且自曼延反应广生的尚温可实现余热回收利用，实现了硫化铅精矿低能耗、快速预处理。自蔓延反应反应产物稳定，硫元素直接转化为硫酸盐，避免了二氧化硫等含硫有毒气体的产生，实现了清洁无污染。

　　[0033]3、本发明使用水为浸出除杂剂，成本极低，除杂效率高，设备要求低，绿色无污染。经分离除杂后可获得氧化铅富集产物，采用热碱选择性浸出铅，浸出液杂质含量极少，实现尚效浸出硫化铅精矿中的铅资源。

　　[0034]4、本发明的工艺可针对各种类型硫化铅精矿，且对硫化铅精矿中含铅量要求较低，硫化物含量高于50%的硫化铅精矿都可以应用于此工艺，应用范围广泛。本发明具有工艺简单易行，所用原料和设备都比较常见且廉价，能耗极低，绿色无污染。

　　【附图说明】

　　[0035]图1表示一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法的流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0036]实施例1

　　[0037]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度74微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:3充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用微波加热法引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1:50 (g/mL)，浸出液pH为1.5。浸出温度50 °C，浸出时间Ih。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度25 %，浸出温度85 °C，浸出时间5h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至10°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在300°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0038]实施例2

　　[0039]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度38微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:4充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用热爆点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在I: 100(g/mL)，浸出液?11为10.7。浸出温度45°(:，浸出时间1.511。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度1 %，浸出温度105 °C，浸出时间4h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至15°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在275°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0040]实施例3

　　[0041 ]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度180微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用滴水式化学点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在I: 150(g/mL)，浸出液pH为9。浸出温度40°C，浸出时间2h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度5 %，浸出温度11 (TC，浸出时间3h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至12°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在225°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0042]实施例4

　　[0043]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度53微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:2充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用电热点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1:200 (g/mL)，浸出液pH为11.3。浸出温度35 °C，浸出时间2.5h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度1 %，浸出温度100°C，浸出时间2h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至6°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在175°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0044]实施例5

　　[0045]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度62微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:1充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用燃烧波点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在I: 75 (g/mL)，浸出液pH为9.5。浸出温度30 °C，浸出时间3h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度15%，浸出温度95°C，浸出时间lh，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至15°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在300°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0046]实施例6

　　[0047]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度86微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:3.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用激光点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1: 125(g/mL)，浸出液pH为10。浸出温度25°C，浸出时间3.5h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度20%，浸出温度90°C，浸出时间6h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至18°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在150°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0048]实施例7

　　[0049]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度200微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:4.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用热爆点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1: 17 5 (g/mL)，浸出液pH为10.5。浸出温度20 °C，浸出时间4h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度23 %，浸出温度80 °C，浸出时间7h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至8°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在200°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0050]实施例8

　　[0051 ]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度109微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:2.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用激光点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1:80 (g/mL)，浸出液pH为11。浸出温40 °C，浸出时间2h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度25%，浸出温度70°C，浸出时间8h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至5°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在250°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0052]实施例9

　　[0053]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度120微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:1.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用化学点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1: 130 (g/mL)，浸出液pH为11.5。浸出温度45 °C，浸出时间2.5h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度28%，浸出温度60°C，浸出时间9h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至15°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在280°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　[0054]实施例10

　　[0055]将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度150微米。将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:3充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用微波加热法引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行浸出除杂，反应产物与水按固液比控制在1: 160 (g/mL)，浸出液pH为12。浸出温度50 °C，浸出时间3h。过滤，以稀碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液。滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠回收硫酸钠，剩余氢氧化钠溶液循环利用。含铅富集渣采用热氢氧化钠溶液浸出铅，氢氧化钠浓度30 %，浸出温度50°C，浸出时间1h，浸出过程不断搅拌，热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入浸出液，滤渣返回进行二次浸出。将含铅热碱性浸取液快速冷却至10°C，铅以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在300°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的碱液回用于热碱浸出工序。

　　【主权项】

　　1.一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，硫化铅与过氧化钠混合后经引燃后会发生自蔓延反应，反应生成铅酸盐，而-2价的硫在自蔓延高温反应中转化为硫酸钠。2.一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，包括以下步骤: 步骤一:自蔓延反应 将选矿后的硫化铅精矿粉充分干燥后破碎细磨，然后将矿粉与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中；采用化学点火、燃烧波点火、激光点火、热爆点火或微波点火等方法中的一种或几种引燃方法引发自蔓延反应;反应一经引燃将以燃烧波形式自发进行，无需提供附加能量，直至反应结束； 步骤二:水浸除杂 将步骤一中反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出液进行浸出除杂，杂质离子以Zn022—、Si032—、A102—Xa(OH)2形式溶解至溶液中，铅、铁、铜则以氧化物形式沉淀，浸出过程不断搅拌，过滤，滤液A和含铅富集渣； 以稀碱液冲洗氧化铅富集渣，洗液并入浸出液;滤液A通过调节pH沉淀杂质元素，过滤，得滤液B并回收滤渣，滤液B通过补加氢氧化钠然后过滤回收硫酸钠，滤液即剩余氢氧化钠A溶液循环利用； 步骤三:碱浸提铅 步骤二中的含铅富集渣中含有的主要成分为Pb0、Fe203和CuO，采用热碱液作为浸出液浸出可选择性铅，浸出过程不断搅拌，趁热过滤，以热碱液冲洗沉淀，洗液并入热碱液浸出液，过滤，得到含铅滤液同时滤渣返回进行再次浸出； 步骤四:沉淀制备氧化铅 将步骤三中热碱性含铅滤液快速冷却至5?20 °C，铅在碱性溶液中的溶解度迅速降低，以氢氧化铅形式析出，待沉淀完成后过滤分离上述混合物，氢氧化铅滤渣在150?300°C煅烧分解获得氧化铅产品，含有少量铅的强氧化钠滤液B回用于步骤三中的浸出液。3.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，步骤一矿粉粒度30?200微米。4.按照权利要求3的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，矿粉粒度74微米。5.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，步骤一硫化铅精矿粉与过氧化钠质量比为1:1?1: 5。6.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，步骤二，浸出条件为:反应产物与水按固液比控制在1:50?1:200 (g/mL)，浸出温度20?50 °C，浸出时间I?4h。7.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，步骤二在浸出过程中通过控制浸出过程浸出液PH为9?12。8.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，步骤三浸出条件:碱液为氢氧化钠溶液，氢氧化钠浓度控制在5?30 %，浸出温度50?110 °C，浸出时间I?10h。9.按照权利要求2的一种基于自蔓延反应处理硫化铅精矿的方法，其特征在于，剩余氢氧化钠A溶液作为步骤三中的浸出液。

　　【文档编号】C22B3/12GK105838902SQ201610204722

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月1日

　　【发明人】殷晓飞, 吴玉锋, 李彬, 王维, 张菁菁

　　【申请人】北京工业大学

　　一种基于自蔓延反应处理硫化铜精矿制备高品位氧化铜精矿的方法

　　【专利摘要】一种基于自蔓延反应处理硫化铜精矿制备高品位氧化铜精矿的方法，属于有色金属冶金技术领域。涉及采用自蔓延反应?水浸除杂?过滤制备高品位氧化铜精矿的快速绿色处理硫化铜精矿的方法。其特征在于：将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，引燃自蔓延反应。反应后产物以水为浸出剂进行杂质元素，可通过补加NaOH保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。本发明过程控制简单，成本低廉，能耗极低，无污染气体产生，碳排放低，实现高效快速浸绿色生产高品位氧化铜精矿。

　　【专利说明】

　　一种基于自蔓延反应处理硫化铜精矿制备高品位氧化铜精矿的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明属于有色金属冶金技术领域，特别是针对不同类型的硫化铜精矿，涉及一种基于自曼延反应处理硫化铜精矿，一步转化为尚品位氧化铜精矿的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]铜的矿物原料主要分为硫化铜矿和氧化铜矿两种，硫化铜矿是铜冶炼生产的最主要原料，以硫化矿为原料中生产的铜约占总产量的90%。常见的硫化铜矿有辉铜矿、铜蓝、斑铜矿、砷黝铜矿、黝铜矿和黄铜矿，其主要成分分子式统一表示为MxCuySz(式中M表示其他金属元素如Fe，X、y、z分别表示不同的原子数值)。铜冶炼的工艺大致可划分为火法流程和湿法流程两大类，火法冶炼占绝对的主导地位，但火法炼铜存在一些列问题，如能耗高，烟尘率高，二氧化硫不可避免，污染问题严重，同时受硫酸工业的制约等。随着湿法炼铜技术研究日渐活跃，湿法炼铜产量在产量中所占比例也在不断增高，目前全世界湿法产铜量占量的30%左右。湿法炼铜最主要的步骤是浸出，由于硫化型铜矿浸出较困难，针对复杂或简单硫化铜矿的浸出通常采用氧化焙烧-浸出法和直接氧压浸出法(专利申请200910094606.5)，氧化焙烧-浸出法无法避免火法焙烧造成的能耗高、含硫烟气污染严重等问题，氧压浸出法虽然解决了废气、烟尘等问题，但同样存在操控要求严格，高压设备陈本高投资大、易产生硫结块等问题。相比于硫化矿，氧化铜矿浸出具有条件温和，浸出率高，无污染等优势。但由于氧化铜矿分布分散，地壳含量有限，品味较低，从而严格制约了氧化铜矿湿法冶炼的发展。

　　[0003]基于以上技术背景，本发明采用自蔓延反应技术，结合水浸除杂，一步将硫化铜精矿转化成高品位氧化铜精矿，可直接用于后续湿法或火法炼铜工艺。本发明避免了现有火法湿法工艺带来的高温、高压、高酸等高能耗、高成本、工序复杂等问题，自蔓延反应速度极快，产物稳定，避免了二氧化硫等含硫有毒气体的产生，实现了清洁无污染，应用水进行浸出除杂，实现了常温常压低成本快速除杂。本发明具有工艺简单易行，所用原料和设备常见易获取且廉价，能耗低，绿色无污染。

　　【发明内容】

　　[0004]本发明目的是解决现有湿法及火法铜冶金过程中带来的高能耗、高成本、高投入、高污染、工艺复杂冗长等问题。为此，本发明是公开一种低耗能、无污染、工艺简单、成本低廉的常温常压条件下处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法。

　　[0005]本发明经研究发现:硫化铜与过氧化钠在混合均匀的情况下，经引燃后会发生自蔓延反应，反应生成Na-Cu-O型盐，而-2价的硫在自蔓延高温反应中转化为硫酸钠盐。依据以上发现，本发明工艺应用自蔓延反应技术，使氧化还原反应依靠自身化学能进行，无需外接提供附加能量，实现低能耗、高效快速处理硫化铜精矿，同时避免SOx污染气体的产生，彻底解决现有焙烧技术带来的烟气处理处置和环境污染问题;采用水为浸出除杂剂，浸出锌、铅、铝、硅等杂质分别回收，铜以氧化铜形式不溶于浸出介质中，实现氧化铜分离提纯，获得尚品位氧化铜精矿。

　　[0006]本发明所述的一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法如下:

　　[0007]步骤一:自蔓延反应

　　[0008]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度30?200微米。然后将矿粉与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中。采用化学点火、燃烧波点火或局部加热方法中的一种或几种引燃引发自蔓延反应，反应一经引燃将以燃烧波形式自发进行，无需提供附加能量，直至反应结束。

　　[0009]特别的，硫化铜精矿粉与过氧化钠质量比为1:1?1: 5，要求在干燥环境中进行物料混合及压实工序。

　　[0010]MxCuySz+Na202^NaxCu0y+NaxM0y+Na2S04[0011 ]步骤二:水浸除杂制备氧化铜精矿

　　[0012]将步骤一中反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素Al、Zn、Pb、S1、Ca的浸出，浸出过程不断搅拌;浸出液进行过滤，以热碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得氧化铜精矿。

　　[0013]浸出条件为:反应产物与水按固液比控制在1:50?1:500(g/mL)，浸出温度20?80°C，浸出时间30?120min。特别的，在浸出过程中可通过补加NaOH控制氢氧化钠质量浓度为0.5?1 %，以保证杂质的高效溶解浸出。

　　[0014]浸出除杂反应方程式如下:

　　[0015]NaxZnOy+H2O^Na2Zn (OH) 4+NaOH

　　[0016]ZnO+NaOH+H2O^Na2Zn (OH) 4

　　[0017]NaxPbOy+H2O^Na2Pb (OH) 4+NaOH

　　[0018]PbO+NaOH+H2O^Na2Pb (OH) 4

　　[0019]Al203+Na0H^NaA102+H20

　　[0020]CaO+H2O^Ca(OH)2

　　[0021 ] Si02+Na0H^Na2Si03+H20

　　[0022]本发明具有以下有点:

　　[0023]1、由于发明采用了自蔓延反应技术，使硫化铜精矿与过氧化钠发生自蔓延反应，无需提供附加能量，反应速度极快，反应产物稳定，硫元素直接转化为硫酸盐，避免了二氧化硫等含硫有毒气体的产生，实现了清洁无污染。克服了现有火法湿法工艺带来的高温、高压、高酸等高能耗、高成本、工序复杂等问题。且自蔓延反应产生的高温可实现余热回收利用，实现了硫化铜精矿低能耗、快速预处理。

　　[0024]2、由于本发明采用自蔓延反应，铜转化为铜酸钠盐，与水反应后水解生成氧化铜，主要杂质元素铝、铅、锌、钙、硅溶解进入碱性溶液，实现了低成本快速浸出除杂，获得高品位氧化铜精矿，以供后续冶金工业使用，具有良好的环境经济效益。

　　[0025]3、本发明的工艺可针对各种类型硫化铜精矿，且对硫化铜精矿中铜含量要求较低，硫化物含量在60%?90%的硫化铜精矿均适用，应用范围广泛。本发明具有工艺简单易行，所用原料和设备都比较常见且廉价，能耗极低，绿色无污染。

　　【附图说明】

　　[0026]图1表不一种基于自曼延反应绿色尚效处理硫化铜精矿生广尚品位氧化铜精矿的方法的流程图。

　　【具体实施方式】

　　[0027]下面结合实施例对本发明做进一步说明，但本发明并不限于以下实施例。

　　[0028]实施例1

　　[0029]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度58微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:1充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用局部加热法引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:500(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为5 %，浸出温度20°C，浸出时间

　　3.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0030]实施例2

　　[0031 ]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度74微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:2充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用微波点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:400 (g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为2.5 %，浸出温度25 °C，浸出时间

　　2.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0032]实施例3

　　[0033]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度35微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:3充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用热爆点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:300(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为7%，浸出温度40°C，浸出时间4h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0034]实施例4

　　[0035]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度58微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:4充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用局部加热法引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:200(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为8%，浸出温度45°C，浸出时间

　　3.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0036]实施例5

　　[0037]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度74微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用激光点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为I: 100(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为9%，浸出温度50°C，浸出时间3h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0038]实施例6

　　[0039]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度86微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:4.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用为波点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:50(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为10 %，浸出温度55°C，浸出时间

　　2.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0040]实施例7

　　[0041 ]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度120微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:3.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用局热爆点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为I: 150(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为3%，浸出温度60°C，浸出时间2h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0042]实施例8

　　[0043]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度150微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:2.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用滴水化学点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:450 (g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为I %，浸出温度65 °C，浸出时间1.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0044]实施例9

　　[0045]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度180微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:1.5充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用激光点火引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:500(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为0.5 %，浸出温度70°C，浸出时间lh，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　[0046]实施例10

　　[0047]将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度200微米。然后将矿粉与过氧化钠粉按质量比1:4充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中，采用局部加热法引发自蔓延反应。反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素，反应产物与水固液为1:250(g/mL)，补加NaOH控制氢氧化钠浓度为4%，浸出温度80°C，浸出时间

　　0.5h，以保证杂质的高效溶解浸出。浸出液进行过滤，以热碱液和水依次冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得高品位氧化铜精矿。

　　【主权项】

　　1.一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法，其特征在于，包括以下步骤: 步骤一:自蔓延反应 将硫化铜精矿粉充分干燥后破碎细磨，矿粉粒度30?200微米;然后将矿粉与过氧化钠粉充分搅拌混合均匀，压实，置于耐高温反应容器中；引燃引发自蔓延反应，反应一经引燃将以燃烧波形式自发进行，无需提供附加能量，直至反应结束； 步骤二:水浸除杂制备氧化铜精矿 将步骤一中反应后产物冷却后置于耐碱性反应容器中，以水为浸出剂进行杂质元素Al、Zn、Pb、S1、Ca的浸出，浸出过程不断搅拌;浸出液进行过滤，以热碱液冲洗滤渣，洗液并入浸出液，滤渣干燥直接制得氧化铜精矿。2.如权利要求1所述的一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法，其特征在于，硫化铜精矿粉与过氧化钠质量比为1:1?1:5。3.如权利要求1所述的一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法，其特征在于，引发自蔓延反应的方法为化学点火、燃烧波点火、局部加热点火、激光点火、热爆点火或微波点火中的一种。4.如权利要求1所述的一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法，其特征在于，步骤二浸出条件为:反应产物与水按固液比控制在1: 50?1:.500(g/mL)，浸出温度20?80°C，浸出时间30?120min。5.如权利要求1所述的一种基于自蔓延反应绿色高效处理硫化铜精矿生产高品位氧化铜精矿的方法，其特征在于，步骤二在浸出过程中通过补加NaOH控制氢氧化钠质量浓度为.0.5 ?10%。

　　【文档编号】C22B15/00GK105838903SQ201610204721

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月1日

　　【发明人】李彬, 殷晓飞, 潘德安, 俞嘉梅, 姜尚

　　【申请人】北京工业大学

　　去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法

　　【专利摘要】本发明公开了一种去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，所述去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法包括以下步骤：将含锌物料加入到酸性浸出剂中，以便利用酸性浸出剂浸出含锌物料；在进行浸出的过程中，向酸性浸出剂和含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出，浸出结束后，得到除铜砷前液；和向除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法具有利于铜砷化合物生成、除铜砷更加彻底、无需额外添加铜、锌和铁浸出率高、渣率小、原料适应性强、减少有机物进入系统以及杂质离子、不含单质硫，极大地降低了系统溢出砷化氢的风险。

　　【专利说明】

　　去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明涉及冶金领域，具体而言，涉及去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法。

　　【背景技术】

　　[0002]含锌物料在低酸条件下进行中性浸出，产出杂质含量少的硫酸锌溶液和含锌低的中性浸出渣。在中性浸出过程中，铁酸锌以及几乎全部的铁、铟、铜、砷留在中性浸出渣中。为了破坏铁酸锌以便回收锌、铟、铜，通常采用回转窑挥发法或热酸浸出技术进行处理。然而，回转窑挥发法能耗高，锌铟回收率低，且产出低浓度二氧化硫烟气难以治理，限制了该方法的推广应用。热酸浸出是破坏铁酸锌的一种有效方法，锌、铁、铟、铜、砷一同进入溶液中，然而砷在湿法炼锌过程中属于有害杂质元素，对锌电解过程有较大的影响，必须开路除去。

　　[0003]此外，对于含铜酸性溶液中回收铜的方法有溶剂萃取法和金属置换法。但是，湿法炼锌浸出液中铜含量相对较低，不适于采用溶剂萃取法。使用金属置换法沉铜效率高，成本较低。对于含砷的酸性溶液不宜采用金属活性较强的锌粉，容易产生砷化氢气体，相比之下铁粉更为适宜。

　　[0004]但是，在热酸还原浸出液中，铜以Cu2+形式存在，As多以As5+形式存在，在较高的还原电位下加入铁粉很难使As5+还原为As3+，因而不利于Cu2+和As3+结合生成铜砷化合物。

　　【发明内容】

　　[0005]本发明旨在至少在一定程度上解决相关技术中的技术问题之一。为此，本发明提出一种具有利于铜砷化合物生成、除铜砷更加彻底、无需额外添加铜、极大地降低系统溢出砷化氢风险的优点的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法。

　　[0006]根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法包括以下步骤:将含锌物料加入到酸性浸出剂中，以便利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料;在进行所述浸出的过程中，向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出，所述浸出结束后，得到除铜砷前液;和向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

　　[0007]根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法具有利于铜砷化合物生成、除铜砷更加彻底、无需额外添加铜、极大地降低系统溢出砷化氢的风险的优点。

　　[0008]另外，根据本发明上述实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法还可以具有如下附加的技术特征:

　　[0009]根据本发明的一个实施例，所述含锌物料为锌焙砂经过中和浸出和弱酸浸出后得到的弱酸渣，所述含锌物料包含5wt % -45wt %的锌、5wt % -45wt %的铁、0.15wt % -3.5wt %的铜和0.1wt % -0.6wt %的砷;所述酸性浸出剂为锌电解废液，所述酸性浸出剂包含90g/L-200g/L的硫酸和20g/L-150g/L的锌，所述酸性浸出剂与所述含锌物料的体积质量比为5L/kg-10L/kgo

　　[0010]根据本发明的一个实施例，所述去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法包括以下步骤:将含锌物料加入到酸性浸出剂中，并向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，在80°C-11(TC的条件下进行二氧化硫还原浸出；将温度升高至110°c-150°c且停止向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便解析二氧化硫，继续利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料，以便得到二氧化硫还原浸出液；利用二氧化硫脱洗塔洗涤所述二氧化硫还原浸出液，以便脱除所述二氧化硫还原浸出液中残留的二氧化硫，并得到所述除铜砷前液;和向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

　　[0011]根据本发明的一个实施例，所述二氧化硫还原浸出进行I小时-4小时，停止通入二氧化硫后，继续利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料并持续I小时-4小时。

　　[0012]根据本发明的一个实施例，将所述含锌物料、所述酸性浸出剂和所述二氧化硫加入到密闭容器内，其中在进行所述二氧化硫还原浸出时，所述密闭容器内的压力保持在

　　0.1Mpa-0.5Mpa。

　　[0013]根据本发明的一个实施例，所述除铜砷前液和所述铁粉在60°C-90°C的条件下搅拌反应0.5小时-3小时。

　　[0014]根据本发明的一个实施例，所述除铜砷前液包含50g/L-150g/L的Zn2+、15g/L-50g/L的H2S04、0.5g/L-2.0g/L的Cu2+、15g/L-60g/L的Fe和0.lg/L-0.5g/L的As3+，所述除铜砷后液中的铜离子的浓度小于5mg/L，所述除铜砷后液中的砷离子的浓度小于10mg/L。

　　[0015]根据本发明的一个实施例，所述铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的1.0-3.0倍。

　　[0016]根据本发明的一个实施例，所述二氧化硫的加入量为还原所述含锌物料中的Fe的理论量的0.6-3.0倍。

　　【具体实施方式】

　　[0017]下面详细描述本发明的实施例，所述实施例的描述旨在用于解释本发明，而不能理解为对本发明的限制。

　　[0018]本发明提供了一种去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法。根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法包括以下步骤:

　　[0019]将含锌物料加入到酸性浸出剂中，以便利用该酸性浸出剂浸出该含锌物料；

　　[0020]在进行该浸出的过程中，向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出，该浸出结束后，得到除铜砷前液;和

　　[0021 ]向该除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

　　[0022]本发明首次提出将二氧化硫用于含锌物料的还原浸出，即二氧化硫用作还原剂，实现了锌、铁、铟的高效浸出，其中锌的总浸出率为97%-99%，铁的总浸出率为91%-97%。

　　[0023]具体而言，该锌浸出渣中的氧化铁和氧化铟被该酸性浸出剂溶解生成可溶性的硫酸铁和可溶性的硫酸铟进入还原浸出液(即除铜砷前液)，该锌浸出渣中的铁酸锌被分解浸出生成硫酸锌和硫酸铁进入还原浸出液(即除铜砷前液)，该硫酸铁在还原剂二氧化硫的作用下，被还原为二价的硫酸亚铁。

　　[0024]现有的从硫化锌精矿焙烧、浸出、提取锌的方法中，直接浸出都只是对硫化锌精矿进行锌铁分离，浸锌及除铁分二个过程完成，锌进入主系统混合回收。要么将铁留在浸出渣中，采用火法处理方式除铁;要么使铁进入浸出液，采用湿法处理方式(黄钾铁矾法或针铁矿法)除铁。焙烧浸出与直接浸出都是独自处理硫化锌精矿后再混合流程，存在工艺流程长，除铁过程复杂等问题。

　　[0025]然而，在本发明中，一段二氧化硫还原浸出过程同时达到浸出锌、铁和还原三价铁的目的，优化后续的工艺流程，降低了设备投资和能源消耗。因此，根据本发明实施例的利用二氧化硫还原浸出含锌物料的方法简化了工艺流程，减少了有机物进入系统。

　　[0026]而且，由于还原浸出液中的铁以二价铁形式存在，因此在热力学上能够与浸出剂达到一个彻底的动态平衡，从而可以极大地提高锌和铁的总浸出率，锌的总浸出率为97%-99%，铁的总浸出率为91%_97%。

　　[0027]此外，与现有的硫化锌精矿还原浸出相比，根据本发明实施例的利用二氧化硫还原浸出含锌物料的方法还具有渣率小、不含单质硫、铅\银富集程度高等优点。

　　[0028]更为重要的是，由于本发明利用二氧化硫还原浸出该含锌物料，二氧化硫具有较强的还原性，因此可以使得除铜砷前液(即还原浸出液)的电位较低。由此加入铁粉后，可以促使As5+还原为As3+，从而为铜砷化合物的生成创造了有利条件，使得砷的沉淀较为彻底，达到了深度除砷的效果。通过深度除砷，产出低砷溶液，大大降低了系统溢出砷化氢的风险，同时提高了赤铁矿渣的品质，为其销路提供保障。

　　[0029]而且，通过利用二氧化硫还原浸出该含锌物料，从而可以大大地提高铜的浸出率，使得溶液中的铜含量维持在一个较高的水平，保证铜砷的摩尔比在(3.0-1.5):1左右，因此无需额外添加铜渣或硫酸铜来保证铜砷化合物形成条件。由此简化了工艺流程，采用铁粉直接置换就可以达到高效除铜砷的效果。

　　[0030]因此，根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法具有利于铜砷化合物生成、除铜砷更加彻底、无需额外添加铜、锌和铁浸出率高、渣率小、原料适应性强(适用于各类含锌物料的处理)、减少有机物进入系统、不含单质硫、铅\银富集程度高等优点，能够优化后续的工艺流程，降低设备投资和能源消耗，极大地降低了系统溢出神化氣的风险，提尚了赤铁矿渔的品质。

　　[0031]根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法尤其适合浸出铁含量高的含锌物料，将三价铁还原为二价铁，以便进一步除铁。

　　[0032]在本发明的一些实施例中，根据本发明实施例的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法包括以下步骤:

　　[0033]将该含锌物料加入到该酸性浸出剂中，并向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫，在80 °C -1 1 °C的条件下进行二氧化硫还原浸出；

　　[0034]将温度升高至110 °C -150 °C且停止向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便解析二氧化硫，继续利用该酸性浸出剂浸出该含锌物料，以便得到二氧化硫还原浸出液；

　　[0035]利用二氧化硫脱洗塔洗涤该二氧化硫还原浸出液，以便脱除该二氧化硫还原浸出液中残留的二氧化硫，并得到所述除铜砷前液;和

　　[0036]向该除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。

　　[0037]有利地，该含锌物料为锌焙砂经过中和浸出和弱酸浸出后得到的弱酸渣。其中，该含锌物料包含5wt%_45wt%的锌、5wt%_45wt%的铁、0.15wt%-3.5wt%的铜和0.lwt%-

　　0.6wt %的砷。具体而言，该锌焙砂经过该中和浸出得到中和浸出渣，该中和浸出渣经过该弱酸浸出得到弱酸渣。该中和浸出和该弱酸浸出可以是已知的且与本发明的发明点无关，因此不再详细地描述。

　　[0038]该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物的初始酸度为80g/L_140g/L。也就是说，该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中的硫酸的浓度可以是80g/L-140g/L ο该酸性浸出剂与该含锌物料的体积质量比为5L/kg-10L/kg。换言之，每千克该含锌物料与5L-10L该酸性浸出剂混合。

　　[0039]优选地，该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物的初始酸度为100g/L_120g/L，该酸性浸出剂与该含锌物料的体积质量比为6L/kg-8L/kg。其中，该酸性浸出剂可以是锌电解废液，该锌电解废液包含90g/L-200g/L的硫酸和20g/L-150g/L的锌。换言之，该锌电解废液中的硫酸的浓度为90g/L-200g/L、锌的浓度为20g/L-150g/L。

　　[0040]在本发明的一个实施例中，将该含锌物料、该酸性浸出剂和该二氧化硫加入到密闭容器内，以便在密封环境下进行该二氧化硫还原浸出。有效提高二氧化硫的利用率。

　　[0041]有利地，在进行该二氧化硫还原浸出时，该密闭容器内的压力保持在0.1Mpa-0.5Mpa0

　　[0042]如上所述，该含锌物料的还原浸出包括两个阶段。在第一个阶段中，向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫，在第二个阶段中，停止向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫。其中，在第二个阶段中，溶解在该酸性浸出剂中的二氧化硫逐渐析出。

　　[0043]也就是说，在该含锌物料的还原浸出过程中，有一个二氧化硫的解析过程。在二氧化硫的解析过程中，温度控制是关键点。因为在不同的温度下，二氧化硫的析出速率不同。

　　[0044]在本发明的一些示例中，该二氧化硫还原浸出进行I小时-4小时。换言之，向该酸性浸出剂和该含锌物料的混合物中通入二氧化硫且持续I小时-4小时。停止通入二氧化硫后，继续利用该酸性浸出剂浸出该含锌物料并持续I小时-4小时，以便得到还原浸出液和还原浸出渣。

　　[0045]优选地，该二氧化硫还原浸出进行2小时-3小时，停止通入二氧化硫后，继续利用该酸性浸出剂浸出该含锌物料并持续2小时-3小时。

　　[0046]有利地，该二氧化硫的加入量为还原该含锌物料中的Fe的理论量的1.5-3.0倍。由此可以充分地还原三价铁离子。

　　[0047]在本发明的一个具体示例中，该除铜砷前液和该铁粉在60°C_90°C的条件下搅拌反应0.5小时-3小时。反应结束后，经过液固分离可以得到该砷化亚铜渣和该除铜砷后液，该砷化亚铜渣作为回收铜的原料，该除铜砷后液经过预中和、沉铟、赤铁矿除铁后返回系统回收有价金属。

　　[0048]具体而言，该除铜砷前液包含50g/L-150g/L 的Zn2+、15g/L-50g/L 的 H2S04、0.5g/L_2.0g/L的Cu2+、15g/L-60g/L的Fe和0.lg/L_0.5g/L的As3+。换言之，该除铜砷前液中的锌离子的浓度为50g/L-150g/L、硫酸的浓度为15g/L-50g/L、铜离子的浓度为0.5g/L-2.0g/L、铁的浓度为15g/L-60g/L、三价砷离子的浓度为0.1 g/L-0.5g/L。

　　[0049]该除铜砷后液中的铜离子的浓度小于5mg/L，该除铜砷后液中的砷离子的浓度小于10mg/Lo

　　[0050]该铁粉的量为还原该除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原该除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的1.0-3.0倍。由此可以充分地还原三价铁离子和二价铜离子。

　　[0051 ] 实施例1

　　[0052]将含37.37wt%的铁、18.18wt%的锌、1.05wt%的铜和0.68?七％的砷的含锌物料5.7kg,加入到29L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为53g/L、硫酸的浓度为158g/L。

　　[0053]向该锌废电解液和该含锌物料的混合物中加入400L二氧化硫作为还原剂，在100°C的温度下对该含锌物料进行I小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照400L/小时的流量加入到该锌废电解液和该含锌物料的混合物中。

　　[0054]然后，继续利用该酸性浸出剂在110°C的温度下浸出该含锌物料且持续I小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用二氧化硫脱洗塔洗涤该浸出液，得到43L除铜砷前液。

　　[0055]其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为100.34g/L、三价铁的浓度为1.02g/L、二价铁的浓度为54.80g/L、铜离子的浓度为1.93g/L、砷的浓度为1.27g/L、硫酸的浓度为25g/L。在该实施例中，锌的浸出率为98.02%，铁的浸出率为95.72%，铜的浸出率为93.6%，砷的浸出率为95.4%，终渣渣率为7.0wt%，还原浸出渣含锌4.0wt%。

　　[0056]向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的1.2倍。在90°C的温度下搅拌反应30分钟，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为98.3%，砷的沉淀率为99.6%。

　　[0057]实施例2

　　[0058]将含37.37wt%的铁、18.18wt%的锌、1.05wt%的铜和0.68?七％的砷的含锌物料5.0kg和3.8L水，加入到28.7L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为49g/L、硫酸的浓度为155g/L。

　　[0059]向该锌废电解液和该含锌物料的混合物中加入475L二氧化硫作为还原剂，在125°C的温度下对该含锌物料进行2小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照237.5L/小时的流量加入到该锌废电解液和该含锌物料的混合物中。

　　[0060]然后，继续利用该酸性浸出剂在150°C的温度下浸出该含锌物料且持续2小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用二氧化硫脱洗塔洗涤该浸出液，得到40L除铜砷前液。[0061 ]其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为88.9g/L、三价铁的浓度为1.09g/L、二价铁的浓度为32.468/1、硫酸的浓度为52.88/1、铜离子的浓度为1.538/1、砷的浓度为1.(^/1。在该实施例中，锌的浸出率为98.24%，铁的浸出率为96.06%，铜的浸出率为94.7%，砷的浸出率为96%，终渣渣率为9.0wt%，还原浸出渣含锌3.5wt%。

　　[0062]向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的2.3倍。在69°C的温度下搅拌反应3小时，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为97.9%，砷的沉淀率为99 %。

　　[0063]实施例3

　　[0064]将含37.37wt%的铁、18.18wt%的锌、1.05wt%的铜和0.68?七％的砷的含锌物料

　　5.0kg和7.3L水，加入到25.5L的锌废电解液中。该锌废电解液作为酸性浸出剂，该锌废电解液中的锌的浓度为49g/L、硫酸的浓度为155g/L。

　　[0065]向该锌废电解液和该含锌物料的混合物中加入544L二氧化硫作为还原剂，在150°C的温度下对该含锌物料进行4小时的二氧化硫还原浸出。也就是说，二氧化硫按照136L/小时的流量加入到该锌废电解液和该含锌物料的混合物中。

　　[0066]然后，继续利用该酸性浸出剂在130°C的温度下浸出该含锌物料且持续4小时，得到二氧化硫还原浸出液。最后，利用二氧化硫脱洗塔洗涤该浸出液，得到40L除铜砷前液。

　　[0067]其中，该除铜砷前液中的锌的浓度为82.57g/L、三价铁的浓度为1.20g/L、二价铁的浓度为47.00g/L、硫酸的浓度为27.95g/L、铜离子的浓度为1.53g/L、砷的浓度为0.98g/L。在该实施例中，锌的浸出率为97.38%，铁的浸出率为91.30%，铜的浸出率为96.0%，砷的浸出率为95.3%,终渣渣率为7.5wt%,还原浸出渣含锌3.8wt %。

　　[0068]向该除铜砷前液中加入工业铁粉，该工业铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的1.9倍。在75°C的温度下搅拌反应1.5小时，经过液固分离后得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。其中，铜的沉淀率为97%，砷的沉淀率为99 %。

　　[0069]在本发明的描述中，需要理解的是，术语“第一”、“第二”仅用于描述目的，而不能理解为指示或暗示相对重要性或者隐含指明所指示的技术特征的数量。由此，限定有“第一”、“第二”的特征可以明示或者隐含地包括至少一个该特征。在本发明的描述中，“多个”的含义是至少两个，例如两个，三个等，除非另有明确具体的限定。

　　[0070]

　　[0071]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，术语“安装”、“相连”、“连接”、“固定”等术语应做广义理解，例如，可以是固定连接，也可以是可拆卸连接，或成一体;可以是机械连接，也可以是电连接或彼此可通讯；可以是直接相连，也可以通过中间媒介间接相连，可以是两个元件内部的连通或两个元件的相互作用关系，除非另有明确的限定。对于本领域的普通技术人员而言，可以根据具体情况理解上述术语在本发明中的具体含义。

　　[0072]在本发明中，除非另有明确的规定和限定，第一特征在第二特征“上”或“下”可以是第一和第二特征直接接触，或第一和第二特征通过中间媒介间接接触。而且，第一特征在第二特征“之上”、“上方”和“上面”可是第一特征在第二特征正上方或斜上方，或仅仅表示第一特征水平高度高于第二特征。第一特征在第二特征“之下”、“下方”和“下面”可以是第一特征在第二特征正下方或斜下方，或仅仅表示第一特征水平高度小于第二特征。

　　[0073]在本说明书的描述中，参考术语“一个实施例”、“一些实施例”、“示例”、“具体示例”、或“一些示例”等的描述意指结合该实施例或示例描述的具体特征、结构、材料或者特点包含于本发明的至少一个实施例或示例中。在本说明书中，对上述术语的示意性表述不必须针对的是相同的实施例或示例。而且，描述的具体特征、结构、材料或者特点可以在任一个或多个实施例或示例中以合适的方式结合。此外，在不相互矛盾的情况下，本领域的技术人员可以将本说明书中描述的不同实施例或示例以及不同实施例或示例的特征进行结合和组合。

　　[0074]尽管上面已经示出和描述了本发明的实施例，可以理解的是，上述实施例是示例性的，不能理解为对本发明的限制，本领域的普通技术人员在本发明的范围内可以对上述实施例进行变化、修改、替换和变型。

　　【主权项】

　　1.一种去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，包括以下步骤: 将含锌物料加入到酸性浸出剂中，以便利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料； 在进行所述浸出的过程中，向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便进行二氧化硫还原浸出，所述浸出结束后，得到除铜砷前液;和 向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。2.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述含锌物料为锌焙砂经过中和浸出和弱酸浸出后得到的弱酸渣，所述含锌物料包含5wt%-45wt% 的锌、5wt%_45wt% 的铁、0.15wt%-3.5wt% 的铜和0.1wt %-0.6wt% 的砷； 所述酸性浸出剂为锌电解废液，所述酸性浸出剂包含90g/L-200g/L的硫酸和20g/L-150g/L的锌，所述酸性浸出剂与所述含锌物料的体积质量比为5L/kg-10L/kg。3.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，包括以下步骤: 将含锌物料加入到酸性浸出剂中，并向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，在80 °C -1 1 °C的条件下进行二氧化硫还原浸出； 将温度升高至110°C-150°C且停止向所述酸性浸出剂和所述含锌物料的混合物中通入二氧化硫，以便解析二氧化硫，继续利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料，以便得到二氧化硫还原浸出液； 利用二氧化硫脱洗塔洗涤所述二氧化硫还原浸出液，以便脱除所述二氧化硫还原浸出液中残留的二氧化硫，并得到所述除铜砷前液;和 向所述除铜砷前液内加入铁粉，以便得到砷化亚铜渣和除铜砷后液。4.根据权利要求3所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述二氧化硫还原浸出进行I小时-4小时，停止通入二氧化硫后，继续利用所述酸性浸出剂浸出所述含锌物料并持续I小时-4小时。5.根据权利要求3所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，将所述含锌物料、所述酸性浸出剂和所述二氧化硫加入到密闭容器内，其中在进行所述二氧化硫还原浸出时，所述密闭容器内的压力保持在0.1Mpa-0.5Mpa。6.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述除铜砷前液和所述铁粉在60°C-90°C的条件下搅拌反应0.5小时-3小时。7.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述除铜砷前液包含 50g/L-150g/L 的 Zn2+、15g/L-50g/L 的 H2S04、0.5g/L_2.0g/L 的 Cu2+、15g/L-60g/L的Fe和0.1g/L_0.5g/L的As3+，所述除铜砷后液中的铜离子的浓度小于5mg/L，所述除铜砷后液中的砷离子的浓度小于10mg/L。8.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述铁粉的量为还原所述除铜砷前液中的Fe3+的理论量与还原所述除铜砷前液中的Cu2+的理论量之和的1.0-3.0倍。9.根据权利要求1所述的去除含锌物料二氧化硫还原浸出液中的铜砷的方法，其特征在于，所述二氧化硫的加入量为还原所述含锌物料中的Fe的理论量的0.6-3.0倍。

　　【文档编号】C22B3/44GK105838904SQ201610188991

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年3月29日

　　【发明人】姚应雄, 尹华光, 朱北平, 周坤, 吴玉娇, 李彪, 王邦伟, 王私富, 罗佳, 陈先友, 蒋建文

　　【申请人】云南华联锌铟股份有限公司

　　一种从低品位含锑物料中富集锑的方法

　　【专利摘要】本发明属于冶金技术领域，涉及一种从低品位含锑物料中富集锑的方法，用盐酸作为浸出介质，通过盐酸浸出能使大部分杂质与锑达到有效分离，锑基本残留在渣相中，得到的浸出渣再通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷离子，达到分离、富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25?32%，可作为优质锑原料进一步回收锑。

　　【专利说明】

　　一种从低品位含锑物料中富集锑的方法

　　技术领域

　　[0001]本发明是一种从低品位含锑物料中富集锑的一种方法，属于有色金属提取冶金技术领域。

　　【背景技术】

　　[0002]金属锑由于其性质的特点除用于电镀外，很少单独使用，多以其他金属为基体配成各种各样的合金。

　　[0003]锑业的发展与印刷业的发展分不开，因发现铅基锑锡合金熔点低，易浇铸，铸成的铅字轮廓清晰，经久耐用，生产印刷合金而开创了锑在工业应用上的新纪元。19世纪初，锑作为铅的增硬剂用于制造榴霰弹，使铅丸在炮弹爆炸时易破裂，增加杀伤力，所以第一次世界大战中称锑为“战争金属”。20世纪以来用含锑的铅做蓄电池栅板、铅板及接头零件，使锑的用量大增，并随着现代交通事业的发展而发展。蓄电池广泛应用于飞机、轮船、铁路机车、汽车、拖拉机和邮电通讯等。1939年美国人发明的巴比特耐磨铅锑合金，用于做轴承的轴瓦，又称轴承合金，在应用过程中不断发展。现在已有锡基、铅基、锌基和铝锑镁的巴氏合金用于各种不同用途。此外，锑青铜即以锑代锡的锑铜合金可制造受重载荷的齿轮电机的轴衬，铅锑合金可做成电缆护套，锑还可用于配制各种焊料等。纯度大于99.9994%的锑，用于制造远红外装置、金属间化合物半导体(如BSb、Al Sb、ZnSb、GaSb、InSb、CdSb等)还可作为掺杂剂。

　　[0004]锑的化合物也有很多用途。三氧化二锑又称为锑白，用作搪瓷和油漆的白色颜料；可作为玻璃的脱色剂和澄清剂;可生产色泽鲜艳、透明度高的锑红玻璃，用于铁路指示灯和工艺美术灯;可配成陶瓷的黄色颜料。锑白的重要用途是可以作阻燃剂。锑白因既能阻燃又能增加塑料耐热性，所以是许多塑料的理想阻燃剂。锑白还可作为防火涂料，用于合成纤维、建筑材料、安全胶卷、大功率电路元件、高温绝缘材料、汽车内部装饰等。锑白作为阻燃剂的用量还在逐年增加。此外，锑白与硫化锑配合还可作橡胶填充剂;钛白生产中作沉淀剂;在汽油中加入少量锑白可使其完全燃烧，而减少尾气对环境的污染;锑白还可做有机合成的催化剂。

　　[0005]锑冶炼方法

　　(I)火法炼锑硫化矿经挥发焙烧或挥发熔炼，使Sb2S3变成Sb203(俗称锑氧)，再经还原熔炼和精炼，成为金属锑。还可用沉淀熔炼法直接生产粗锑。

　　[0006](2)还原熔炼和火法精炼挥发焙烧和挥发熔炼所产锑氧含杂质很少，配入煤和少量纯碱(Na2CO3)，在反射炉内还原恪炼成粗铺。如需精炼，可继续加入纯碱，碱恪化后把压缩空气鼓入锑液，进行碱性精炼。

　　[0007](3)电解精炼采用电解方法进行精炼，能获得纯度较高的锑并能回收粗锑中的贵金属和其他有价值金属。

　　[0008](4)沉淀熔炼此法适于处理富矿，不宜处理含铅的矿石。小规模生产多用坩祸炉，大规模生产用反射炉，有的厂用电炉。

　　[0009](5)氧化锑矿石熔炼用鼓风炉熔炼成粗锑，鼓风炉适应范围大，可以处理难熔矿石，对矿石品位要求不严格，还允许氧化矿石中混有部分硫化矿。熔炼时以铁矿石、石灰石为熔剂，以焦炭为还原剂，产出粗锑。

　　[0010](6)复杂锑铅矿石熔炼这是一种难冶炼的矿石类型，广西大厂以脆硫锑铅矿为原料，采用沸腾炉焙烧，反射炉还原熔炼，所产粗合金吹炼挥发锑、锑烟尘还原熔炼精炼生产高铅锑、精铅进行电解产精铅的方法。经过10多年的生产实践，已日趋成熟，为复杂的锑铅矿的处理积累了宝贵经验。

　　[0011]目前锑生产厂家生产三氧化二锑和氧化锑系列和焦锑酸钠等锑产品的锑矿物原料主要是硫化矿，锑品位基本在30%以上，含锑低于5%的含锑原料需经过浮选或火法冶炼富集，但回收率偏低，且成本高昂。只能作为废渣处理，造成锑资源得不到综合利用。

　　[0012]如何实现从低品位含锑物料中富集锑，在国内外均属难题。此方法采用湿法方法对低品位含锑物料处理，得到含锑达30%以上锑富集物，且收率高，成本低廉。

　　【发明内容】

　　[0013]铜冶炼企业中废水处理过程中会产生一种低品位含锑物料，其化学成分主要含铜、铋、砷、锑等元素，其中铜5.0% —15%，铋5.0% —15%，砷5.0% —12%，锑3.0% —10%。目前主要锑生产厂家主要通过“碱浸一酸浸一反射炉熔炼一精炼富集锑”工艺富集高品质锑原料。由于反射炉熔炼及精炼属火法冶炼，工序复杂，中间在制品种类繁多，渣量大，锑部分分散至中间在制品中，难以回收，导致后续锑富集量少，直收率仅60-65%，同时利用反射炉熔炼富集锑，成本消耗大。针对上述问题，本发明的目的旨在提供一种常规冶金方法，对有色冶炼企业中低品位含锑物料中锑进行有效富集。

　　[0014]本发明的技术方案主要包括以下步骤，

　　(1)酸浸工序

　　铜冶炼企业中废水处理过程中会产生一种低品位含锑物料，其化学成分主要含铜、铋、砷、锑等元素，铜、铋、锑大部分以砷酸铜、砷酸铋、砷酸锑形式成在，在盐酸体系中，控制反应时间1.0-6.0h，液固比2-6:1，反应温度40-95°C，酸度90_150g/l，氯离子溶度90_150g/I，铜、铋以氯化铜、氯化铋形式进入液相中，而锑基本不参与反应，达到锑与铜、铋分离目的，主要方程式为:

　　Cu3(As04)2 + 6HCl=3CuCl2 + 2H3(As04)

　　Bi (As04) +3HC1=BiCl3+H3(As04)

　　(2)碱浸工序

　　经(I)步骤得到的渣含部分砷酸根离子，利用砷酸根离子溶于碱的性质，控制碱度30—80g/L，液固比2-6:1，控制温度50—90 °C，反应2—6h，通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷，达到进一步富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-35%，可作为优质锑原料进一步回收铺。

　　[0015]本发明用盐酸作为浸出介质，通过盐酸浸出能使大部分杂质与锑达到有效分离，锑基本残留在渣相中，得到的浸出渣再通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷离子，达到分离、富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-32%，可作为优质锑原料进一步回收锑。

　　[0016]采用这种先碱浸后酸浸的处理方法，原料中大部分砷酸铜、砷酸铋与碱不反应，无法达到与锑有效分离目的，后续酸浸过程有较多砷酸残留到渣相中，影响锑含量。

　　[0017]采用先酸浸后碱浸的方法，原料中大部分砷酸铜、砷酸铋先与盐酸反应，而锑不参与反应与少量砷酸残留在渣相中，通过后续碱浸除去富集锑；因为得到的锑渣含锑为25-32%，含锑高，可作为优质锑原料回收锑，而先碱浸后酸浸，富集的锑含量尽为5-10%，需经反射炉熔炼进一步富集。

　　【附图说明】

　　[0018]图1是本发明的工艺流程。

　　【具体实施方式】

　　[0019]下面结合本发明的工艺流程附图及实例进一步阐述本发明的内容。

　　[0020]实施例1:

　　用盐酸作为浸出介质，通过盐酸浸出能使大部分杂质与锑达到有效分离，锑基本残留在渣相中，得到的浸出渣再通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷离子，达到分离、富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-32%，可作为优质锑原料进一步回收锑。工艺流程图见附图1。具体步骤如下:

　　(1)酸浸工序

　　铜冶炼企业中废水处理过程中会产生一种低品位含锑物料，其化学成分主要含铜、铋、砷、锑等元素，铜、铋、锑大部分以砷酸铜、砷酸铋、砷酸锑形式成在，在盐酸体系中，控制反应时间1.0h，液固比2:1，反应温度40°C，酸度90g/l，氯离子溶度90g/l，铜、铋以氯化铜、氯化铋形式进入液相中，而锑基本不参与反应，达到锑与铜、铋分离目的，主要方程式为:Cu3(As04)2 + 6HCl=3CuCl2 + 2H3(As04)

　　Bi (AsO4)+3HCl=BiCl3+H3(As04)

　　(2)碱浸工序

　　经(I)步骤得到的渣含部分砷酸根离子，利用砷酸根离子溶于碱的性质，控制碱度30g/L，液固比2:1，控制温度50°C，反应2h，通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷，达到进一步富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-35%，可作为优质锑原料进一步回收锑。

　　[0021]该实施例的工艺能使反应有效进行，反应更完全，达到砷、铋、锑的有效分离。

　　[0022]实施例2

　　用盐酸作为浸出介质，通过盐酸浸出能使大部分杂质与锑达到有效分离，锑基本残留在渣相中，得到的浸出渣再通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷离子，达到分离、富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-32%，可作为优质锑原料进一步回收锑。工艺流程图见附图1。具体步骤如下:

　　(I)酸浸工序

　　铜冶炼企业中废水处理过程中会产生一种低品位含锑物料，其化学成分主要含铜、铋、砷、锑等元素，铜、铋、锑大部分以砷酸铜、砷酸铋、砷酸锑形式成在，在盐酸体系中，控制反应时间3.0h，液固比3:1，反应温度75 °C，酸度120g/l，氯离子溶度120g/l，铜、铋以氯化铜、氯化铋形式进入液相中，而锑基本不参与反应，达到锑与铜、铋分离目的，主要方程式为: Cu3(As04)2 + 6HCl=3CuCl2 + 2H3(As04)

　　Bi (As04) +3HC1=BiCl3+H3(As04)

　　(2)碱浸工序

　　经(I)步骤得到的渣含部分砷酸根离子，利用砷酸根离子溶于碱的性质，控制碱度60g/L，液固比4:1，控制温度70°C，反应4h，通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷，达到进一步富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-35%，可作为优质锑原料进一步回收锑。

　　[0023] 实施例3

　　用盐酸作为浸出介质，通过盐酸浸出能使大部分杂质与锑达到有效分离，锑基本残留在渣相中，得到的浸出渣再通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷离子，达到分离、富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-32%，可作为优质锑原料进一步回收锑。工艺流程图见附图1。具体步骤如下:

　　(1)酸浸工序

　　铜冶炼企业中废水处理过程中会产生一种低品位含锑物料，其化学成分主要含铜、铋、砷、锑等元素，铜、铋、锑大部分以砷酸铜、砷酸铋、砷酸锑形式成在，在盐酸体系中，控制反应时间6.0h，液固比6:1，反应温度95 °C，酸度150g/l，氯离子溶度150g/l，铜、铋以氯化铜、氯化铋形式进入液相中，而锑基本不参与反应，达到锑与铜、铋分离目的，主要方程式为:

　　Cu3(As04)2 + 6HCl=3CuCl2 + 2H3(As04)

　　Bi (AsO4)+3HCl=BiCl3+H3(As04)

　　(2)碱浸工序

　　经(I)步骤得到的渣含部分砷酸根离子，利用砷酸根离子溶于碱的性质，控制碱度SOg/L，液固比6:1，控制温度90°C，反应6h，通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷，达到进一步富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-35%，可作为优质锑原料进一步回收锑。

　　【主权项】

　　1.一种从低品位含锑物料中富集锑的方法，其特征在于步骤如下: (1)酸浸工序 低品位含锑物料在盐酸体系中反应，控制反应时间1.0-6.0h，液固比2-6:1，反应温度40-95°C，酸度90-150g/l，氯离子溶度90-150g/l，铜、铋以氯化铜、氯化铋形式进入液相中，而铺不参与反应，达到铺与铜、祕分离目的； (2)碱浸工序 经(I)步骤得到的渣含部分砷酸根离子，利用砷酸根离子溶于碱的性质，控制碱度30—80g/L，液固比2-6:1，控制温度50—90 °C，反应2—6h，通过碱性浸出除去渣相中部分残留砷，达到进一步富集锑的目的，得到的锑渣含锑为25-35%。

　　【文档编号】C22B3/12GK105838905SQ201610248295

　　【公开日】2016年8月10日

　　【申请日】2016年4月20日

　　【发明人】杨兴文, 祝志兵, 涂相林, 赵海涛, 罗标, 倪明星, 张飞, 刘磊, 邹志武, 黄晓芳, 钟志燕

　　【申请人】江西铜业股份有限公司