关于阜康铜渣冶炼工艺的研究和选择

我国独立开发的镍精炼新工艺已在新疆实际应用。经阜康冶炼厂选择性浸出提取后,金属化高冰镍原料中大量铜及贵金属进入了铜渣。在完成了阜康铜渣吹炼粗铜的试验研究任务之后,北京矿冶研究总院又制订了铜渣"焙烧—浸出—电解"方案,并进行了验证试验。证实了该工艺具有铜回收率高、浸出液较为纯净可直接电解、镍能综合回收、浸出渣率低和贵金属富集比高等特点。结合公司和阜康实际,最终推荐了焙烧、浸出方案。该方案已被新疆有关部门采纳,于1999年建成了国内能力最大的采用溶液电积工艺生产电解铜的车间(5000t电解铜/a),投产后经济效益显著。     

从热滤渣中富集贵金属的实验研究

针对含贵金属热滤渣物料的物相及元素组成, 提出了氧化焙烧脱硫-硫酸选择性浸出贱金属铜和镍富集贵金属工艺, 讨论了物料粒度、焙烧时间、焙烧温度、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对贵金属富集比的影响。获得最佳工艺参数为: 热滤渣粒度0.080~0.106 mm, 焙烧时间6 h, 焙烧温度700 ℃, 硫酸浓度45%, 浸出时间5 h, 浸出温度95 ℃。在此条件下, 脱硫率达到98.89%, 铜、镍浸出率分别为98.33%和98.12%, 硫酸浸出渣中Au含量1 198.60 g/t, Ag含量1 807.79 g/t, Pt含量1 801.27 g/t, Pd含量1 937.66 g/t。从原料到硫酸浸出渣, 贵金属富集比达到14.19倍。该工艺流程操作简单、富集比高、回收率高、成本低, 可为从热渣中富集贵金属提供借鉴作用。     

炼锡高铜渣焙烧浸出分离锡和铜

我厂锡的火法精炼过程产出的高铜渣,含锡55～65％、铜9～16％。十多年来一直未能处理,从而使铜作为杂质在锡冶炼过程产生恶性循环,既影响产品质量,又增加了原材料消耗。在“工业学大庆”群众运动中,我厂遵照毛主席的有关教导,对比种高铜物料进行过:焙烧—凝析—电解分离;焙烧—氯化浸出—净化—电积;焙烧—硫酸浸出—电积等不同处理方法的试验,结果表     

硫化钼镍矿中镍的强化浸出工艺研究

通过焙烧—水浸实现原生硫化镍钼矿中镍和钼的分离,并对得到的氧化镍渣进行强化浸出工艺研究,考察酸的种类、配比、浸出温度、液固比、浓度、超声波以及添加剂等工艺因素对镍浸出率的影响。得到的较优工艺条件为:原矿和无水碳酸钠质量比1∶0.9,560℃焙烧6 h,650℃焙烧1.5 h,焙砂中镍品位为2.67%、回收率为96.70%,钼品位为3.50%、回收率为99.85%;在液固比4∶1,温度95℃的条件下,水浸焙烧渣2 h,99.70%的镍留在滤渣中,95.43%的钼进入滤液,有效地实现了钼和镍的分离;在液固比为6∶1、浸出温度95℃、超声波振荡、浸出时间为6 h、硫酸浓度为15%和加入0.5 g添加剂条件下,镍渣中镍的浸出率为79.80%。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

含镍红土矿的加工和电积实践

MoskalykR .R .等人在《MineralsEngineering》2 0 0 2年第 1 5卷第 8期上发表了介绍含镍红土矿的加工和电积实践的文章。镍可用来制作阴极和镍合金钢 ,亦可制成镍粉和镍盐 ,被公认为重工业中一种实用的原材料。从矿石中提取镍和伴生金属的传统方法是矿物加工—熔炼—精炼。伴生基质矿物中含有诸如铜、钴等有色金属 ,金和银等贵金属 ,以及铂系金属。世界镍资源的约 70 %来自红土矿 ,可通过高效加压酸浸—溶剂萃取—电积工艺来提取红土矿中的镍。在澳大利亚、古巴、印度尼西亚、新喀里多尼亚和菲律宾发现有大量的红土矿。用露天开采法可以…     

铜冶炼渣直接还原焙烧—磁选回收铜、铁试验研究

铜冶炼渣中含有铜、铁等有价金属，其中铜金属可通过直接浮选回收，但铁的矿物组成复杂，很难直接通过磁选回收。以含铁38.76%、含铜2.26%的铜冶炼渣为研究对象，在矿石性质研究基础上，以烟煤为还原剂，通过直接还原焙烧—磁选工艺回收铜渣中的铜、铁。结果表明，铜冶炼渣、烟煤和还原助剂氧化钙以100∶25∶20的质量比混合，在焙烧温度1 200 ℃，焙烧时间80 min的条件下直接还原焙烧铜渣；焙砂在磨矿细度为-0.045 mm含量占80%，磁场强度为111 kA/m的条件下进行磁选试验，最终可获得铁品位为91.54%，铁回收率为90.54%，铜品位为6.06%、铜回收率为89.04%的含铜铁精矿，研究结果可为铜冶炼渣的回收利用提供依据。     

含金银硫酸烧渣综合利用研究-选择性脱铜

采用选择性脱铜—氰化提取金银的湿法处理工艺综合回收含金银硫酸烧渣中的有价金属。重点介绍该工艺中选择性脱铜试验研究。确定的最佳选择性脱铜条件为:加酸量60 kg/t烧渣,磨矿粒度-0.045 mm占80%,浸出温度80℃,浸出时间2 h,矿浆浓度40%;在该条件下,铜、锌浸出率分别为84.36%和62.28%,铁浸出率仅为2.79%,金、银等不被浸出,取得了较好的选择性脱铜效果;脱铜渣氰化金、银浸出率分别为85.61%和69.91%,得到的铁精矿含铁64.16%,其它杂质金属含量较低,实现了烧渣中有价金属的综合利用。本研究有效解决了传统硫酸烧渣氰化提取金、银存在的浸出率低,得到的铁精矿杂质金属含量高等问题。     

镍羰化过程中贵金属富集的研究

研究了含镍物料中不同品位的贵金属在镍羰化过程中的走向和富集规律。试验采用了羰化法对由一次铜镍合金，高品位贵金属阳极泥和高冰镍组成的熔炼物料在如下工艺条件：一氧化碳压力１０７８７ｋＰａ、时间４８ｈ、温度１６０℃进行处理。结果表明：金和铂族金属含量在０．０３％～０．３％范围内的含镍物料经羰化处理后，镍的羰化合成率＞９７％。而金和铂族金属没有羰化，银也未羰化，无任何流失，都富集在羰化残渣内。同时，钴、铜、砷、硒也均有不同程度的富集。采用羰化法精炼镍并富集贵金属无疑可以减少贵金属的分散和流失，从而可提高贵金属的总回收率及其它金属的回收。     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

Hydrometallurgical recovery of copper and cobalt from reduction-roasted copper converter slag

The paper is concerned with a simple hydrometallurgical method for selective recovery of copper and cobalt from industrial copper converter slag. The following consecutive stages are proposed: roasting of the slag in reduction conditions to produce Cu–Co–Fe–Pb alloy, electrolytic dissolution of the alloy in an ammonia–ammonium chloride solution, ammoniacal leaching of the slime, selective copper and cobalt electrowinning. Cu27–Co6–Fe64–Pb1.5 alloy was a five-phase system and did not dissolve uniformly during electrolysis. This resulted in the separation of the metals, wherein iron remained in the slime, while copper and cobalt were components of slime, electrolyte and cathodic deposit. A mechanism of the alloy dissolution was developed. A series of secondary processes took place in the system: precipitation of iron compounds, copper cementation with cobalt and iron; adsorption of copper and cobalt ions on the iron precipitates. Final products were metals of high purity (99.9% Cu, 92% Co).     

基于Box-Behnken设计优化白银炉电收尘脱砷工艺

采用低温碱性焙烧-热水浸出工艺脱除白银炉电收尘(EPD)中的砷, 主要考察了焙烧过程中碱料比、焙烧温度、焙烧时间对砷浸出率的影响, 并利用响应曲面法的Box-Behnken设计优化工艺参数。结果表明, 3个因素对EPD中砷的浸出率均有影响, 其中焙烧温度对砷浸出率影响最大。结合单因素实验结果及Box-Behnken设计优化后焙烧条件为: 碱料比1.2, 焙烧温度600 ℃, 焙烧时间2 h。优化条件下, EPD中砷浸出率为90.76%, 铅、锌、铜、铋均不浸出。低温碱性焙烧-热水浸出工艺能实现EPD中砷的选择性脱除, 有价金属富集在浸出渣中得以综合回收。     

铜冶炼渣固废资源制备珠铁的研究

为了最大程度地回收铜渣中的铁资源、得到高品质的珠铁产品, 在实验室条件下模拟转底炉, 使用高温炉焙烧还原由铜渣、还原煤、石灰石制备的含碳球团, 直接还原生成珠铁和渣, 再通过人工挑选的方式实现渣铁分离。研究了焙烧温度、焙烧时间、还原煤用量、石灰石用量等因素对焙烧效果、珠铁全铁品位、铁回收率的影响, 确定较佳的球团配料比为铜渣∶还原煤∶石灰石=100∶20∶10, 较佳的焙烧条件为焙烧温度1 400 ℃、焙烧时间40 min, 最终可获得铁回收率91.04%、全铁品位94.72%、C含量1.23%的高品质珠铁。     

钛渣制备人造金红石的试验研究

对钛渣制备人造金红石进行了研究,通过在高温下NaOH与钛渣中含硅矿物的反应,破坏对杂质铁形成包裹的硅酸盐,焙砂水浸脱硅后,再经酸浸除铁等杂质,煅烧得到TiO2含量大于92%的高品质人造金红石。通过考察影响因素,确定钛渣制备人造金红石最佳工艺参数。按钛渣中铝、硅含量理论计算的4.5倍摩尔比加入氢氧化钠混匀,在900℃焙烧2 h。焙砂在液固比1∶1、常温下水浸出1 h脱硅;水洗样在液固比4∶1,盐酸浓度18%,浸出温度90℃,浸出时间4 h条件下进行了酸浸除杂;酸浸样在900℃下煅烧1 h制备人造金红石产品。     

湿法炼锌净化铜镉渣氧化酸浸试验研究

湿法炼锌过程会产生大量铜镉渣,对资源、环境、社会产生危害。以贵州某湿法炼锌净化工序产生的铜镉渣为研究对象,采用氧化酸浸法对其进行了浸出工艺条件研究。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%、双氧水用量为铜镉渣质量的15%、液固比为4 mL/g、硫酸浓度为20%、浸出温度为75 ℃、浸出时间为4 h条件下,可使铜镉渣中有价金属Cu、Zn、Cd的浸出率分别达到86.42%、97.65%、94.86%。试验结果可以为从铜镉渣中综合回收铜、锌、镉提供参考。     

氯化焙烧铜熔炼渣回收铅工艺及动力学研究

以CaCl2为氯化剂,进行了氯化焙烧铜熔炼渣回收铅的研究,考察了焙烧温度、保温时间、氯化剂添加量和空气流量对铅金属回收率的影响,探讨了铜熔炼渣中铅的氯化挥发动力学.结果表明,当焙烧温度950℃、焙烧时间12 min、CaCl2添加量10％、空气流量100 mL/min时,铅的金属回收率达到92.71％.铜熔炼渣中铅的氯...     

从铅冰铜中高效选择性提取铜的工艺研究

采用高温高压纯氧氧化法选择性提取铅冰铜中铜, 研究了硫酸用量、浸出温度、反应时间、液固比、氧气压力、搅拌速度以及分散剂木质素用量对铜浸出率的影响及对浸出液中铁含量的影响。铅冰铜经氧压浸出后进行液固分离, 铅冰铜中的铜进入液相中, 绝大部分铁以赤铁矿的形式与铅、银、金等有价金属一起进入渣相中; 浸出后的硫酸铜溶液经调酸后直接进行旋流电解可得到合格的阴极铜产品, 浸出渣返回铅冶炼系统综合回收铅、银、金等有价元素。高温氧压浸出铅冰铜, 铜浸出率可达93.5%, 阴极铜产品质量达到99.975%, 有效实现了铅冰铜中铜的选择性提取。