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中国有色金属学报
中国有色金属学报

黄伯云

月刊

1004-0609

f-ysxb@mail.csu.edu.cn

0731-88876765,88877197

410083

湖南省长沙中南大学内

中国有色金属学报/Journal The Chinese Journal of Nonferrous MetalsCSCD北大核心CSTPCDEI
查看更多>>本刊是中国科技论文统计与分析和中国科学引文数据库的源期刊。已被国际和国内著名检索系统和数据库收录。本刊的影响因子和总被引频次名列冶金、金属学类期刊前茅。
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    功率电子器件中金属材料回收技术综述与展望

    刘爱炜贾强王乙舒胡广文...
    503-528页
    查看更多>>摘要：在碳中和目标下,可再生能源发电、智能电网、新能源汽车等技术的推广极大地加快了高功率密度、高工作频率电子器件的应用,其中,新能源汽车逐渐进入退役高峰,将会使其下游零部件之一的功率电子器件迎来报废高峰.功率电子器件中的基板材料、金属化层以及连接材料中金属资源种类丰富,具有极高的回收利用价值.本文面向碳中和情景,聚焦典型功率电子器件功能、结构、组成特性,基于现有金属资源化技术进行详细讨论并展望,重点梳理了Si基芯片材料、贱金属(Cu、Ni、Sn等)和贵金属(Au、Ag等)的回收技术,总结了针对功率电子器件的整体回收流程,为未来功率电子器件大规模退役及金属回收提供技术部署.

    功率电子器件回收资源利用冶金过程贵金属富集有价金属分离芯片材料回收

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    Na2CO3-Na2SO4复盐熔炼法从碱溶渣中高效分离钨的工艺研究

    冯浩郭学益许开华于大伟...
    529-536页
    查看更多>>摘要：钨合金废料资源化利用过程中容易产生含钨碱溶渣,且该部分含钨碱溶渣中钨品位较高.本文开发了一种复盐(Na2CO3-Na2SO4)熔炼工艺,以对含钨碱溶渣中的钨进行高效分离;探究Na2CO3和Na2SO4的添加量、复盐熔炼温度、熔炼时间以及水浸液固比、水浸温度对钨回收率的影响.结果表明:从含钨碱溶渣中高效分离钨的最优条件为n(W)∶n(Na2CO3)∶n(Na2SO4)=1∶1.25∶0.54,复盐熔炼温度为800℃,熔炼时间为3 h,水浸液固比为2.5,水浸温度为75℃,在该最优条件下可将含钨碱溶渣中99.93%的钨分离出来.同时,本文通过XRD分析以及热力学分析对复盐熔炼的反应机理进行了探讨,复盐体系的构建有助于降低体系共熔点,降低能耗,同时有助于促进碱溶渣与反应介质的充分接触,提高反应效率.

    钨合金废料含钨碱溶渣复盐熔炼热力学

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    熔融钒渣析晶调控高效提钒机理

    翟婷好王玲马保中张晴...
    537-548页
    查看更多>>摘要：基于熔融钒渣在不同冷却制度下导致钠化焙烧-水浸工艺提钒率波动大的问题,本文采用光学显微镜(OM)、X射线衍射(XRD)、扫描电镜(SEM+EDS)及电子探针(EPMA)等表征方法,研究熔融钒渣中钒的析出及钒尖晶石结晶特征对钒提取率的影响,并深入探讨了析晶调控高效提钒机理.结果表明:熔融钒渣的水淬温度对熔融钒渣中钒的析出率、钒尖晶石结晶粒度及钒渣钠化焙烧-水浸过程钒物相转化率及浸出率影响显著.在熔融钒渣降温过程中,1400～900℃为尖晶石快速成核生长期,900℃水淬后,钒基本完成从液相向尖晶石固相中的迁移,结晶相以钒铁尖晶石为主,其中钒呈均匀分散状态;900℃后,尖晶石生长变缓,并以钛铁尖晶石沿钒尖晶石边缘析出为主,尖晶石内部仍呈现钒的"中心聚集效应".对1400℃、900℃和400℃水淬钒渣(Water-quenched vanadium slag,WQVS)分别进行钠化焙烧-水浸试验,水淬钒渣粒度小于0.15 mm,m(Na2CO3)∶m(NaCl)∶m(WQVS)=10∶3∶100,焙烧温度为780℃,焙烧时间为200 min.将焙烧产物磨细至粒度小于0.18 mm后80℃水浸,浸出时间为45 min,钒浸出率分别为75.15%、95.09%和78.78%.这表明将熔融钒渣缓冷至900℃水淬可有效提高钠化焙烧-水浸工艺的钒提取率,并同时提高生产效率.

    熔融钒渣钒尖晶石析晶调控空冷水淬钠化焙烧水浸

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    钼精矿焙烧过程中杂质化合物对烧结行为的影响

    李小明翟钰华邹冲王伟安...
    549-560页
    查看更多>>摘要：在钼精矿焙烧过程中,伴生元素转化及其与二硫化钼的相互作用会引起粉体部分熔化、结块、团聚等烧结现象,严重影响钼焙砂质量和炉子寿命.本文研究了钼精矿焙烧时赋存的杂质(种类和含量)以及焙烧温度对其烧结行为的影响,对其烧结程度进行定量化计算,并观察烧结物中各成分黏结形态的微观形貌.结果表明:钼精矿中SiO2和Al2O3对钼精矿焙烧烧结行为影响很小,而CaO、MgO、Fe2O3、CuO和K2CO3会强化烧结行为;增大反应温度达到MoO3与钼酸盐共晶的临界温度后会加剧团聚现象;增大CaO、CuO和K2CO3含量,对钼精矿烧结行为影响最大.烧结物中各组分之间的黏结形态分为三类,即加SiO2或Al2O3后呈孤立型,加CaO或MgO后呈交叉型,以及加Fe2O3、CuO或K2CO3后呈包裹型.

    钼精矿热力学焙烧杂质烧结

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    橙皮还原浸出废旧锂电池正极材料有价金属

    谷昆泓覃文庆韩俊伟
    561-572页
    查看更多>>摘要：为了促进废旧锂电池的高效环保浸出,研究了一种利用橙皮作为有机还原剂,高效浸出废旧锂电池正极材料中金属的方法.结果表明:橙皮的添加显著提高了柠檬酸浸出剂的性能,实现了锂、镍、钴和锰的高浸出率,最佳浸出条件为柠檬酸浓度2 mol/L、橙皮用量40 g/L、浸出温度95℃、液固比20∶1、搅拌速度300 r/min、浸出时间120 min.利用Design Expert 10推导出了一个浸出模型,能精确预测金属的浸出率.动力学研究表明,锂、镍、钴和锰的表观活化能分别为64.95、67.71、66.65和72.8 kJ/mol,说明正极材料浸出过程主要受化学反应控制.通过对比OP浸出前后的SEM像,验证了橙皮还原能力可用还原糖理论进行解释.

    废旧锂电池正极材料酸浸活化能橙皮废弃物

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    磨矿介质形状对铜硫浮选分离的影响

    汪聪邓建肖庆飞孙伟...
    573-585页
    查看更多>>摘要：本文系统研究了段介质和球介质对黄铜矿和黄铁矿磨矿及浮选过程的影响.单矿物、混合矿及实际矿浮选结果表明,段介质可以提高黄铜矿和黄铁矿的浮选回收率,促进铜硫浮选分离.磨矿实验、粒度分布和扫描电镜结果表明,段介质可产生更多尺寸均一、具有棱角且伸长率较高的颗粒,选择性研磨粗颗粒和黄铁矿,有效避免黄铜矿过磨.X射线衍射分析结果表明,段介质能使黄铜矿暴露更多(112)面,使黄铁矿暴露较多(200)面.捕收剂与黄铜矿(112)面的作用能较黄铁矿(200)面更高,因此,段介质可强化黄铜矿和黄铁矿颗粒间的可浮性差异,改善铜硫浮选分离效果.本研究对通过优化磨矿作业条件强化矿物浮选分离提供一定指导意义.

    黄铜矿黄铁矿磨矿介质浮选表面性质

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    超声预处理对锂辉石矿物浮选分离的影响

    张宇新陈兰兰褚浩然卢东方...
    586-597页
    查看更多>>摘要：采用NaOH溶蚀与超声波耦合机械搅拌相结合的预处理技术对锂辉石、石英和长石进行浮选前预处理,以探究超声预处理对锂辉石矿物浮选分离的影响.通过开展单矿物浮选和人工混合矿浮选试验,比较超声波耦合机械搅拌与传统机械搅拌两种预处理技术的优缺点;为了探明预处理技术的作用机理,对经不同预处理后的矿样进行了SEM、吸附量测试和XPS分析.结果表明:超声预处理后,锂辉石与长石、石英之间的可浮性差异进一步增大,-0.074+0.038 mm粒级的锂辉石人工混合矿精矿浮选回收率最高可达48.23%,分选效率达到44.27%;相较于传统机械搅拌预处理,超声波耦合机械搅拌预处理的浮选效果进一步提高.介入超声波预处理后可进一步改变锂辉石矿物表面形貌,并促进更大范围的表面溶蚀,从而增加矿物表面药剂吸附,且超声波耦合机械搅拌预处理后的锂辉石比传统机械搅拌预处理后的锂辉石具有更强的NaOL吸附能力,可见超声预处理技术对锂辉石、石英和长石的浮选分离具有显著的促进作用.

    锂辉石浮选超声波预处理选择性溶蚀

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    DTPMP在萤石和方解石浮选分离中的应用及机理

    吴望妮陶黎明范瑞华彭涛...
    598-610页
    查看更多>>摘要：萤石(CaF2)是一种关键战略性矿产资源,在自然界中常与同为含钙矿物的方解石(CaCO3)共生.泡沫浮选是分离这两种含钙矿物最主要的方法,但萤石和方解石表面的钙活性位点相似,导致其选择性分离一直是世界性难题.萤石浮选中常用水玻璃抑制方解石,实现萤石正浮选富集.然而,水玻璃选择性低且用量大,导致部分萤石被抑制无法回收,且因其分散性好会造成尾矿难以沉降、尾水难以处理等问题.本文提出了抑制萤石浮选方解石的反浮选思路,并开发了一种绿色萤石抑制剂—二乙烯三胺五甲叉膦酸(DTPMP).单矿物、二元混合矿及实际矿浮选试验表明,在中性pH下,以油酸钠(NaOL)作捕收剂、低用量的DTPMP作抑制剂,可实现萤石的反浮选分离.药剂吸附量检测和傅里叶变换红外光谱(FTIR)表明,DTPMP在萤石表面的吸附量更多、吸附强度更大.密度泛函理论(DFT)计算结果表明,DTPMP更容易在萤石表面吸附,且DTPMP膦酸基团中的H原子与萤石表面的F原子生成的氢键作用较强.因此,DTPMP作为一种绿色高效的抑制剂,在萤石浮选领域具有较好的工业应用前景.

    方解石萤石浮选抑制剂二乙烯三胺五甲叉膦酸

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    组合羟肟酸下方解石和萤石中浮选氟碳铈矿的分离机理

    孙文豪蒋昊徐艳玲李新冉...
    611-624页
    查看更多>>摘要：苯甲羟肟酸(BHA)和辛基羟肟酸(OHA)以及二者组合羟肟酸(BHA+OHA)下,对氟碳铈矿、方解石、萤石三种矿物进行了浮选研究.通过红外光谱分析、总有机碳和紫外光谱吸附量测试和XPS分析研究了羟肟酸类在矿物表面的作用机理.结果表明:在pH=9.5、组合捕收剂(n(BHA)∶n(OHA)=2∶1)浓度为3×10-4 mol/L和盐化水玻璃3×10-3 mol/L条件下,氟碳铈矿、方解石和萤石的回收率分别为89.8%、18.5%和13.7%,人工混合矿REO品位由28.90%提升至55.41%,氟碳铈矿的回收率为80.41%,与方解石和萤石实现较好分离;组合捕收剂(BHA+OHA)在三种矿物表面发生共吸附,且组合捕收剂中每种药剂的吸附率大于相同浓度的单一药剂;盐化水玻璃阻碍捕收剂在方解石、萤石表面的吸附对捕收剂在氟碳铈矿表面吸附无影响,可以达到抑制方解石和萤石的目的,实现氟碳铈矿的选择性浮选.

    氟碳铈矿方解石萤石组合羟肟酸盐化水玻璃选择性浮选

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    低浓度轻稀土离子的选择性萃取分离

    吴江华张杜超杨天足
    625-639页
    查看更多>>摘要：本文研究了采用1,7-二氮杂15冠5醚(2N15C5)从多离子共存的复杂硫酸盐体系中选择性萃取分离轻稀土离子的过程.结果表明:水相中的高浓度杂质离子主要通过诱导稀土硫酸钠盐沉淀的生成来影响复杂硫酸盐体系的稳定性,从而降低2N15C5对轻稀土离子的选择性萃取分配比.在水相pH＜2.0、[SO2-4]/Σ[RE3+]＜10、相比RO/A=2∶1、混相时间10 min的情况下,轻稀土离子组与重稀土离子组的单级萃取分离系数可达23.0023,经5级逆流萃取处理后,对应的累积萃取分离系数可达36.7016.该分组萃取分离法可从离子吸附型稀土矿原地浸出尾液中选择性萃取分离低浓度轻稀土离子,负载有机相经稀盐酸洗杂、乙二胺四乙酸溶液反萃处理后可得到轻稀土富集液,轻稀土离子的综合收率为83.98%.

    氮杂冠醚低浓度轻稀土离子选择性萃取分组萃取原地浸出尾液

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