高锑粗锡电解精炼生产实践

1 前言高锑粗锡是粗锡精炼过程中加铝除锑、砷时产出的铝渣,经单独熔炼后得到的一种锡合金(成份见表1)。由于加铝除锑、砷之前已经过火法脱杂精炼,所以粗锡中 Pb、Cu、As、Fe、Bi 含量较低。     

高铜、高铋粗铅的精炼实践

脆硫锑铅矿精矿经烧结焙烧-还原熔炼产出的铅锑合金,经过吹炼分离锑得到一种低铅高杂（Pb75％～80％,Sb10～20％,Cu4％～5％,Bi5％～7％）的粗铅,俗称底铅。粗铅的铜和铋含量高,对电解精炼影响大,同时伴有较多的砷和银。金城江冶炼厂在生产实践中,通过采取熔析精炼调铜,采用低电流密度和高酸溶液进行电解生产,产出合格电铅,获得了较好的经济效益。     

试论粗铅的初精炼除铜

本文介绍了粗铅电解精炼前火法初精炼除铜的三种工艺流程,即熔析法、熔析—加硫及熔析—松香法除铜,并就这三种方法进行了比较。     

粗铅火法精炼除杂工艺实践

铅电解过程中杂质元素如砷、锑、锡、铜等,由于还原电位比铅的还原电位高或和铅的还原电位相近,容易与铅一起在阴极板上还原析出,影响电解铅的纯度;因此,在铅电解之前,必须除去粗铅中的有害杂质。本文采用火法精炼,加硫除铜,碱性造渣除     

火法冶炼生产特号锡

广西第一矿务局根据本矿区产出的锡精矿合铁高,合硅、钙低的特点,采用高铁低钙渣型配料,用反射炉粗炼生产粗锡。粗锡精炼设备主要为熔炼锅及搅拌机。在精炼过程中加锯木悄(或煤)除砷、铁;加硫除锑、铜;加铝除砷、锑;采用溜槽结晶法除铅、铋。精炼过程杂质的净除效率达99%,锡冶炼回收率为97.38%。火法生产特号锡的要点是:精矿含铅不大于1%,     

粗铅连续加硫除铜

在一个叫做熔析除铜或“热析”除铜的作业中,使鼓风炉生产的粗铅冷却到接近其凝固点的温度时,铅中含铜一般为0.02～0.06%。铜的脱除常常是在一个称之为加硫除铜的间歇式作业中进行。在凝固点附近的温度下,将硫拌入铅液中,並用人工把浮到铅液上面的铜浮渣和铅的硫化物撇除。在拌入元素硫的粗铅中,残存铜的行为与某些受动力学支配的反应的出现是相一致的。这些反应决定了在过程中的某一特定时间内铜的存在形式。根据这些动力学原理,导致並研制出一种半工业性试验的连续加硫脱铜装置,其规模为0.5吨/时,一个工业规模的能力为36吨/时的连续加硫脱铜的设计现已准备就绪。已经研究出来的加硫除铜的数学模型能够准确地予测间歇作业及连续作业所能达到的效果。     

粗铅电解前火法初步精炼工艺的改进

粗铅是制造铅电解阳极板的主要原料。结合生产实际情况,阐述了粗铅在铅电解前初步除杂的工艺。采用粗铅熔析除铜和加硫除铜工艺,可确保铅熔液化学成分达到电解生产工艺要求,为铅电解提供合格的阳极板,使生产顺利进行。     

银渣提铋

我厂回收铋的原料是银氧化精炼的中期渣,经转炉还原熔炼获得铋合金,然后进行灰吹除砷、锑,熔析除铜、银等,产出的粗铋经火法精炼后得二号精铋。(一)还原熔炼中期渣还原熔炼在转炉中进     

从铅锑银粗合金中回收银

本文介绍了用分段氧化法从铅锑银粗合金中回收金银的方法,由于粗合金中含有许多贱金属,如铅、锑、砷、铜、锡、铋以及碲等,而贵金属金、银含量却很少,因此,采用了二段氧化法处理这种粗合金。第一段氧化是将粗合金中大量的杂质氧化除去,金银含量浓缩至30～35％。第二段氧化是将第一段氧化的浓缩物逐次地合并,以除去铅、锑、砷、铜、锡、铋、碲等杂质,得到了Au+Ag>98％的金银合金锭,再予以电解精炼成电解银与电解金。     

粗铅火法初步精炼工艺的研究

主要论述了粗铅火法精炼的原理和生产工艺,分析了现有精炼过程采用的加硫除铜工艺存在硫磺消耗多、操作环境恶劣、环境污染严重等弊端,并借鉴国内生产厂家的成功生产实践,分析了低温除铜、适量提高粗铅中As、Sb含量除铜和加铅精矿除铜等几种工艺方法相比加硫除铜工艺的优越性,提出了粗铅火法初步精炼的改进方向。     

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。      

铜冶炼白烟尘综合回收研究

介绍了铜冶炼白烟尘在不同浸出体系下的浸出效果。结果表明,酸浸体系较水浸、碱浸体系效果更好。在H2SO4浓度2mol/L、液固比4:1、温度50℃、浸出时间2h、搅拌速度400r/min的最佳酸浸条件下,铜、锌、砷、镉和铁的浸出率分别为99.75%、99.81%、86.85%、95.85%和57.83%。采用铁粉置换-铁盐沉砷-中和沉锌镉的方法从酸浸液中回收Cu、As、Zn和Cd,在最优条件下,铜、砷、锌和镉回收率分别为99.70%、98.81%、99.47%和99.98%。     

Hydrothermal purification and enrichment of Chilean copper concentrates. Part 2: The behavior of the bulk concentrates

The hydrothermal treatment of Chilean Codelco-type copper concentrates with copper sulfate solutions was investigated as a mean of removal of impurities and subsequent increase of the copper assay. The behavior of the mineral phases (digenite, chalcopyrite, covellite, bornite, pyrite and sphalerite) was similar to those obtained in previous works from pure mineral samples. An almost complete transformation of bornite, chalcopirite, covellite and sphalerite into Cu_2 ? xS phases was obtained at 225 °C–240 °C. The highest degree of elimination (around 80%) of impurities was in Zn, Cd, Tl and Bi. An intermediate elimination (40–70%) was achieved for Pb and Te, with only moderate elimination (20–40%) of Mo, Hg, Sb and As. Temperature was the variable having the greatest influence on the elimination of the impurities. A concentrate containing 33% Cu, 33% S, 22% Fe and 2% Zn was converted to a highly enriched concentrate containing 70% Cu, 19% S and 3% Fe. The advantages of a concentrate of this type would include: (1) raising by more than twice the smelting capacity due to the high copper content, (2) generation of a minimum amount of slag, (3) reduction by almost 50% in sulfur emissions, (4) substantial reduction of wastes containing hazardous metals and, finally (5), retention of the option to hydrometallurgical copper recovery since the neo-formed Cu_2 ? xS phases are more reactive than chalcopyrite to the chemical or biochemical leaching.     

Further studies of the removal of copper from solid ferrous scrap

A new approach for the removal of copper from solid ferrous scrap has been proposed by the present authors. With this process, solid ferrous scrap intermingled with pure copper is brought into contact with molten aluminum, which dissolves copper preferentially. After a duration of 5 to 30 minutes at temperatures between 963 K and 1223 K, steel scrap is removed from the bath, which is free of copper contamination. A drawback of this process is that {Al + Cu} alloys can adhere to the solid ferrous scrap after removal from {Al + Cu} bath. As a solution to this problem in this paper a two-stage treatment is proposed. In addition, the application of a three-layer process for the separation of aluminum from molten Al + Cu + Fe alloys is described.     

复杂金矿物氧化焙烧-硫酸浸出-氰化法回收金银模拟计算

基于质量守恒、化学平衡、元素分配约束、热量守恒和指标约束等原理,构建了复杂金矿物苛性钠氧化焙烧、硫酸浸出、氰化法等工序的物料平衡和热平衡多约束控制模型,开发了复杂金矿物焙烧-酸浸-氰化工艺全流程模拟系统,计算了全流程典型工况的物质分配和能量守恒,并采用生产数据对模型进行验证。结果表明,以实际值为基准,焙烧工序中焙砂的Cu、S、Fe和SiO2含量的相对误差的百分数分别为-14.95%、-0.37%、1.77%和-6.54%;而Pb、Zn、As含量的相对误差的百分数分别为6.15%、4.94%和4.84%。酸浸分铜渣中Cu、S、Fe和SiO2含量相对误差的百分数分别为-12.90%、3.48%、5.23%和4.74%;而Pb、Zn、As含量相对误差的百分数分别为-10.75%、0和-1.27%。氰化渣中Cu、S、Zn、Fe和As含量相对误差的百分数分别为-3.57%、3.48%、5.88%、3.71%和-1.27%。     

冶炼厂含砷废水的硫化沉淀与碱浸

研究了铜冶炼厂含砷废水的硫化处理及其产物硫化砷渣的碱性浸取。当含砷废水pH值为0.8、总砷浓度为3.44g/L时,在26℃下按硫化钠与砷的物质的量之比为2.25∶1加入硫化钠,搅拌反应20min后,砷沉淀率达到95.39%。将所得硫化砷渣进行氢氧化钠浸取,当反应温度为90℃、固液比为1∶6、反应时间为1.5h、NaOH与As2S3物质的量之比为7.2∶1时,砷浸取率达到95.90%,铜浸出率仅为0.087%。碱浸浸取后渣中Cu、Bi质量百分含量分别从10.90%、1.85%提高到50.003%、10.625%,As含量从18.17%下降至2.612%。实验表明冶炼厂含砷废水经过硫化处理及碱性浸取,废水中Cu、Bi、As能够有效分离。     

高砷高锡铅阳极泥中有价金属的综合回收

以再生铜电解过程中产生的高砷高锡铅阳极泥为原料,采用火法—湿法联合工艺,经水洗—脱砷—酸浸—蒸发结晶,在有效回收锡、铅、铜等有价金属的同时脱除砷。结果显示,砷的脱除率达到96.49%,锡、铅、铜、镍、锑的回收率分别为96.80%、99.32%、93.72%、94.15%、97.80%。     

液膜法从金矿浸出液除金后液中提取铜

研究了用 (1 )以 N2 3 5为载体 ,Span-80和蓝 1 1 3 A分别为表面活性剂 ;(2 )以 1 1 3 A为表面活性剂 ,N2 3 5和 N53 0分别为载体制做的 A、B、C、D4种液膜 ,从金矿浸出除金后液中提铜的工艺 ,考察了载体 N53 0用量、搅拌速度、Cu2 质量浓度对铜提取率的影响。结果表明 ,采用以 2 .5% N53 0为载体、3 %蓝 1 1 3 A为表面活性剂制做的煤油液膜的提铜工艺是可行的 ,在 Cu2 质量浓度小于1 0 0 mg/ L 范围内 ,铜的一次提取率可达 99%。     

高铁生物堆浸液Na2S2O3回收铜新工艺

在生物浸铜过程中,Fe3+杂质逐步积累,当堆浸液中Fe3+浓度过高时,将使铜的萃取难以进行.本研究采用硫代硫酸钠处理高铁生物堆浸液使铜得到回收,当高铁生物堆浸液Cu2+为7.41g/L、TFe为27.9 g/L、Fe3+为14.68 g/L时,在反应温度为80℃,硫代硫酸钠用量为18 g/L,反应时间为60 min条件...     

铜钴冶炼渣还原造锍熔炼回收铜和钴

从试验上验证了铜钴硫化矿冶炼新工艺的可行性,并着重研究了新工艺中铜钴冶炼渣还原造锍熔炼阶段还原剂焦炭用量、硫化剂黄铁矿用量、熔炼温度和保温时间对铜钴回收率的影响。结果表明,加入铜钴冶炼渣质量分数6%的焦炭和20%的黄铁矿,在1 350℃熔炼3h,弃渣含铜、钴可分别降至0.12%和0.074%,产品铜钴锍中铜、钴回收率分别达到92.95%和89.95%。贫化渣主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和磁铁矿(Fe3O4),铜钴锍主要物相为硫化亚铁(FeS)、钴铁硫化物(Fe0.92Co0.08S)、吉硫铜矿(Cu8S5)。