富氧底吹熔炼处理复杂铜精矿过程中杂质元素的分布与走向

对复杂铜精矿富氧底吹熔炼过程中杂质元素Pb、As、Sb、Bi和Ni的分布与走向进行分析。结果表明,当冰铜品位为45%~50%时,Pb主要分布于冰铜、电尘灰和烟气中,分别占39.95%、22.50%和18.80%;As主要分布于熔炼烟气、电尘灰和熔炼渣中,分别占66.87%、18.13%和7.51%;Sb主要分布于熔炼渣、冰铜和烟气中,分别占58.10%、22.50%和15.07%;Bi主要分布于电尘灰、冰铜和烟气中,分别占37.82%、20.78%和27.58;Ni主要分布于冰铜和熔炼渣中,分别占70.65%和26.44%。     

在艾萨熔炼法炼铜过程中次要元素的分布

艾萨法炼铜过程是由芒特艾萨矿业公司(MIM)和澳大利亚政府科研机构(CSIRO)共同开发的高强度铜熔炼过程,这个熔炼过程是利用CSIRO于1973年开发的悉罗熔炼喷枪而进行的。1987年4月, 1座15t/h的示范工厂在MIM铜冶炼厂投产,产出了冰铜和弃渣.到1991年2月,示范厂已熔炼铜精矿375000t以上,生产能力已达20t/h。文中给出了次要元素的分布状况,艾萨法炼铜过程能排除冰铜中90%以上的As,80～90%的Bi,70～80%的Zn,60～80%的Sb,50～75%的Pb,但是99%以上的Au,95%以上的Ag和67%的Co仍然保留在冰铜中。     

从贵金属熔炼渣中回收金银及有价金属的试验

遂昌金矿的金、银熔炼渣是由锌粉置换所得氰化金泥,经硫酸除锌和铜,再加硝石、硼砂,碱粉在中频电炉内熔炼而得.渣中主要金属成份含量为(%):Au0.01～0.08、Ag4.00～8.00、Cu5.00～18.00、Pb3.00～8.00、Zn4.00～20.00.其中的金、银,一部份为机械夹带,另一部份是在渣中生成了化合物(XAg_2O·yPbO).目前,从渣中回收金、银最常用的一种方法是贵铅灰吹法.此法回收金银,若要回收铜,则需造冰铜,而冰铜对金、银有较高的溶解度,冰铜势必会带走一部份金、银.同时熔炼贵铅的渣中,含铅等金属杂质高,渣比重大,     

双顶吹铜冶炼工艺金属镍分配及走向研究

对双顶吹铜冶炼工艺中金属镍的分配及走向做了分析和总结,研究结果表明,金属镍主要通过外购冰铜和外购粗铜物料带入冶炼系统,分别占53.25%和41.05%,随铜精矿带入冶炼系统量较少。熔炼过程中镍有98.89%以Ni3S2形态进入铜锍,极少部分进入炉渣中。吹炼系统中镍有27.74%的进入粗铜,71.68%的进入吹炼渣而脱除,吹炼渣又返回熔炼炉处理。阳极炉的镍51.71%来自于粗铜,31.88%的来自于外购粗铜,15.77%的则来自于电解返回的残极。阳极铜带入电解系统的镍主要通过硫酸镍和阳极泥开路出去,分别占67.62%和11.14%,而18.10%镍随电解残极返回阳极炉。     

基于MetCal的双底吹连续炼铜工艺全流程模拟计算

以“底吹造锍熔炼-底吹铜锍吹炼”铜冶炼工艺为设计计算对象,基于冶金工艺流程计算系统开发平台（MetCal）,运用化学平衡、质量守恒、热量守恒、元素分配约束等原理建立了底吹熔炼配料、底吹造锍熔炼、底吹熔炼余热锅炉、底吹铜锍吹炼、铜锍吹炼余热锅炉等冶金单元数学模型。开发了双底吹炼铜工艺全流程模拟系统,通过计算得到了全流程物料走向分布、各控制单元物质分配和热平衡结果,并用实际生产数据对双底吹模型进行验证。结果表明:底吹熔炼工序铜锍中的Cu,S,Fe,Pb,Zn的绝对误差为0.32%,0.74%,1.64%,0.47%,0.32%;熔炼渣中Cu,S,Fe,Pb,Zn,CaO,Al₂O₃,MgO绝对误差为0.05%,0.96%,1.59%,1.13%,1.09%,1.17%,2.45%,0.67%。底吹吹炼工序粗铜中Cu,S,Fe,As,Sb,Bi,Pb,Zn绝对误差为0.43%,0.03%,0.01%,0.07%,0.046%,0.006%,0.32%,0.014%;吹炼渣中Cu,S,Fe,Pb,Zn绝对误差分别为1.83%,0.06%,11.35%,11.92%,2.36%,以上计算为工业生产指导和工业设计提供依据。      

从铜铅阳极泥中回收铋

铜铅阳极泥经金银熔炼所产的含铋渣,是提铋的原料。铋渣的化学成分大致为(％):Bi14～18,Pb20～22,Cu20～22,Sb12～14,Ag2～3,Te0.4～0.5,SiO_(2)17～25。采用附图所示的流程炼得含铋60～70的合金,其它付产品如铋冰铜、铋炉渣、氯化铅渣、氯化锌渣、碲碱渣、铋熔析渣等,分别送有关车间综合回收。     

铜电解过程中的杂质走向

根据阳极铜电解过程中杂质元素的分布结果 ,认为阳极铜中杂质能形成稳定的不容易在阳极上氧化的杂质金属间化合物 ;电解过程中杂质Pb、Sb、Bi、Sn、Cd主要进入阳极泥 ,As主要进入砷锑渣 ,Ni、Zn、Co主要进入硫酸镍 ,Fe在各类产物中均有一定的分布。     

闪速熔炼系统As、Sb、Bi、Pb的走向分布

对铜精矿闪速熔炼过程中As、Sb、Bi、Pb的走向分布进行研究,分析造成闪速炉烟尘发生率高的主要原因,探索降低烟尘发生率的有效途径。     

富氧底吹粗铜熔炼渣中铜的赋存状态研究

采用工艺矿物学系统分析方法对富氧底吹熔炼渣中铜的赋存状态及导致渣含铜高的相关因素进行研究,并采用BPMA对损失的铜物相进行工艺矿物学参数自动测量及统计。结果表明,熔炼渣中铜主要以沉降不充分所致的冰铜机械夹杂形式赋存于渣中,其次为生料反应不完全所致,冰铜夹杂主要是放渣过程中离渣口最近的喷枪的二次搅动引起,生料夹杂集中在放渣后期。从工艺矿物学角度提出,通过调整底吹熔炼炉喷枪角度及放渣过程中的进料设置可有效降低铜在渣中的损失。损失于渣中的铜物相嵌布粒度以大于0.10mm的粗粒及小于0.01mm的微粒为主,分布极不均匀。通过统计结果进行理论计算,当磨矿细度为-0.074mm占70%～85%,浮选后渣含铜的理论下限为0.45%～0.30%,在现有技术经济条件下将永久损失。     

富氧底吹炼铅氧化熔炼元素分配热力学模拟

基于最小吉布斯自由能原理,模拟计算了铅精矿富氧底吹炼铅工艺氧化熔炼段的元素分配行为,并与半工业试验数据进行对比。在典型工业富氧底吹炼铅工艺参数条件下,重点考察了氧料比对Pb、Cu、As、Sb、Bi等元素分配行为的影响。计算结果表明,Pb、Cu、As、Sb和Bi在渣相中的分配率随氧料比的提高而增加。当氧料比为175kg/t时,Pb、Cu、Sb和Bi在金属相、渣相和气相中的分配比例基本符合半工业试验统计数据,但As计算结果与半工业数据存在一定偏差,原因可能是由于缺乏精确的活度系数。     

复杂锑金精矿与铅精矿协同熔炼过程热力学研究

以锑金精矿与铅精矿为研究对象,采用热力学软件FactSage计算协同熔炼过程各金属硫化物反应趋势、Me-S-O系优势区图及物相平衡分配规律。热力学分析表明,控制适宜的氧分压和硫分压可实现协同熔炼过程处在Pb(l)+Sb(l)热力学稳定区域,协同熔炼过程Sb2O5与PbS发生交互反应生成金属Pb、Sb的趋势较大,有利于实现熔炼过程Sb的回收和Au的捕集。验证试验表明,在熔炼温度1 200 ℃、CaO/SiO2=0.40、Fe/SiO2=1.05、富氧浓度90%的条件下,锑金精矿与铅精矿协同熔炼过程可顺利进行,合金中Pb、Sb收率均大于88%,渣中Pb、Sb含量均小于1%,合金中Au含量达78 g/t。     

铜熔炼渣中隔膜层形成与金属损失

利用高温X射线透射电视技术,在实验电炉中对工业炼铜炉料的冰铜熔炼过程进行了研究。当产出高品位冰铜和低SiO_2/Fe渣时,渣中形成夹有Fe_3O_4晶粒的隔膜层。炉料中含有较高的锌和Al_2O_3时,渣中易形成夹有尖晶石析出物的隔膜层。隔膜层的形成引起了渣含铜升高,熔炼时易产生泡沫渣。     

从废料中回收铋

无锡市宜兴县冶炼厂和苏州市沙洲县有色金属冶炼厂分别从铜烟尘浸出渣、废合金料及铋精矿中回收金属铋。其流程为反射炉还原熔炼,Pb—Bi合金电解、含Bi阳极     

真空蒸馏分离锡锑合金

<正> 大厂砂锡中矿经烟化炉处理后,得到富含Sn、Sb、Pb、Zn、Ag、As等有价元素的烟尘,此烟尘经硫酸化焙烧挥发As、水浸出Zn、饱和食盐溶液浸出Pb、Ag后,产出主要含Sn、Sb的浸出渣。浸出渣经     

铜熔炼渣综合回收铜铅锌基础研究

采用化学分析、X射线衍射、扫描电镜微观分析三种方法分析铜熔炼渣的基础物化性质;利用热力学计算软件对铜熔炼渣中所需回收金属化合物进行理论计算,使用100kW感应炉及碳化硅石墨坩埚进行10kg级铜熔炼渣综合回收有价金属试验。结果表明,铜熔炼渣中有91.06%的Cu以硫化物状态存在,在无烟煤配比10%、黄铁矿配比10%条件下,保温120min,获得尾渣中Cu、Pb、Zn含量分别为0.28%、0.013%、0.0062%;为搭配处理炼铜烟尘和更经济的综合回收,无烟煤配比3%、黄铁矿配比3%,搭配处理6%炼铜烟尘,保温70 min,实现尾渣中Cu、Pb、Zn含量分别为0.39%、0.049%、0.028%。     

漂浮阳极泥碱性氧化浸出工艺研究

以铜冶炼漂浮阳极泥为原料,研究碱性氧化浸出过程的NaOH浓度、液固比、反应温度、氧分压、搅拌速度等因素对As浸出率的影响规律,并确定了最佳工艺条件。研究结果表明,As的浸出率为93.4%,Cu的浸出率为6.1%,Sb的浸出率4%,Bi的浸出率7%,渣率为27.48%。Cu、Sb、Bi、Pb等在碱浸渣中的富集程度均达3倍以上,该工艺实现了有价金属Cu、Sb、Bi、Pb与As的分离。     

钒铅锌矿碱性还原熔炼新工艺研究

提出了钒铅锌矿碱性还原熔炼分离提取V、Pb、Zn等有价金属的新工艺。通过碱性还原熔炼,钒铅锌精矿中的PbO被还原成粗Pb沉积到底部,ZnO被还原为金属Zn,高温下挥发进入烟尘中并最终以ZnO的形式被收集,V转变为可溶性的钒酸盐进入熔炼渣,并通过后续的浸出工序进入水溶液。研究了影响熔炼和浸出过程的主要因素。按钒铅锌精矿质量添加10%碳粉和35%Na_2CO_3并在1 250℃下熔炼30min,得到纯度达97%以上的粗Pb,Pb回收率达98.6%,而Zn挥发率达78.9%。含V熔炼渣在浸出温度95℃、液固比2∶1的条件下浸出90min后,V浸出率达97.8%。     

铜熔炼过程最佳冰铜品位选择研究

基于已开发的铜熔炼过程计算机模型,对铜熔炼过程进行了模拟,分析了冰铜品位与铜熔炼过程气相组成、体系中铁氧化物含量、渣含铜及伴生元素行为之间的关系,结果表明:系统O_2、SO_3分压随冰铜品位提高而变大,S_2分压随冰铜品位提高而变小;冰铜品位在50%~70%之间时,熔体中Fe_3O_4含量较少;冰铜品位在50%~60%之间时,伴生元素在冰铜中分配较少;冰铜品位在60%~70%之间时,渣含铜较低;处理低品位精矿时,生产高品位冰铜对铜直收率不利。     

高品位冰铜旋浮熔炼中砷元素分布行为分析

文章利用经典热力学和散点分析法对高品位冰铜旋浮熔炼中砷的分布行为进行了理论分析和生产数据分析,考察了冰铜品位、铁硅比、沉浸渣温及渣含钙对砷分布的影响。理论分析表明：砷在冰铜与渣相中主要以As₂和Cu₃As形式存在,烟气中砷应以As₂、AsS等形式为主。生产数据分析表明：随着原料中砷含量增加,砷会增量进入气相,冰铜品位的提高有利于砷入冰铜,铁硅比的提高,有利于砷进冰铜相和渣相,沉浸温度对砷分布影响较小,渣含钙的增加有利于提高砷入渣,分配系数与冰铜品位、铁硅比及沉浸温度均呈负相关,与渣含钙呈正相关。     

云南冶炼厂炼铜转炉渣浮选研究

云南冶炼厂采用铜的火法冶炼,即将各矿山送来的浮选铜精矿在电炉中熔炼成冰铜,然后用转炉制取粗铜。所产出的转炉渣含铜1～3%,它不能作冶金废渣,而是返回电炉熔炼的物料。由于转炉渣中含铁高达50%左右,其中30%以上是磁性氧化铁,引起铜在电炉渣中的含量增高0.05%左右,并使电炉生产力降低25%。转炉渣的单独处理很早就为国内外的