脆硫锑铅矿矿浆电解试验研究

通过系列条件试验，研究用矿浆电解法处理广西复杂脆硫锑铅矿。结果表明，采用矿浆电解法在HCl-NH4Cl体系中处理脆硫锑铅矿，可以实现锑和铅的一步分离并在阴极直接得到2＃金属锑板，锑的浸出率大于98％。铅以PbCl2的形态沉淀入渣，经碳铵转化－脱硫，得到含铅大于45％、含硫小于15％的铅精矿和单质硫产品，铅的总回收率大于95％，银的总回收率大于80％。采用矿浆电解法在HCl-NH4Cl体系中处理脆硫锑铅矿是可行的。     

复杂锑铅精矿矿浆电解研究

以“矿浆电解法”为基础 ,结合广西难处理复杂锑铅矿的铅锑分离难题 ,用矿浆电解法对复杂锑铅矿的处理进行了研究。研究证实 ,采用矿浆电解法处理复杂锑铅矿 ,可以实现锑、铅的一步分离和锑的一步提取 ,在阴极可以直接得到金属梯板 ,锑的浸出率大于 98%。铅以PbCl2 的形态沉淀入渣 ,经碳铵转化 -脱硫 ,可以得到含铅大于 45 %、含硫小于 15 %的铅精矿和单质硫产品 ,铅的总回收率大于95 % ,银的总回收率大于 80 %。     

铝酸钡脱硫过程机理探讨

一次赤泥洗液用铝酸钡脱硫,用X射线衍射分析不同脱硫时间脱硫渣的物相组成,探讨铝酸钡脱硫过程机理.结果表明,脱硫过程是铝酸钡先与碱液反应生成中间相2BaO·Al2O3·5H2O,中间相再与硫碱和碳碱反应.2BaO·Al2O3·5H2O经历不断生成和不断消耗过程,脱硫过程符合“缩芯模型”.随脱硫时间延长,脱硫率、氧化铝回收率和脱碳率均逐渐增大.     

内蒙古某高硫高砷难处理铜铅锌矿石选矿工艺试验研究

内蒙古某铜铅锌硫化矿石中铜、铅、锌含量分别为0.26%、0.72%、4.60%，硫、砷含量分别为13.14%、2.49%，属于高硫高砷难处理硫化矿石。为实现矿石中铜、铅、锌、硫的有效回收，避免传统高碱法带 来的一系列问题，开展了铜铅混浮、磁选脱硫、锌浮选条件试验研究。在此基础上，经“铜铅混浮（粗精矿再磨精选）—铜铅混合尾矿磁选脱硫—锌浮选”全流程闭路试验，最终可获得铜、铅、银品位分别为9.27%、 40.53%、4 397.76 g/t，铜、铅、银回收率分别为59.22%、88.93%、74.05%的铜铅混合精矿，及锌品位45.94%、锌回收率93.10%的锌精矿，选别指标良好，实现了铜、铅、锌及伴生银的有效回收，降低了精矿中有害 杂质砷的含量。     

高温高酸浸出渣浮选银工艺研究

某厂高温高酸锌浸出渣含银401.6 g/t、锌3.37％、铅20.41％、硫12.52％.分析浸出渣的性质和银的物相,研究用硫化钠预处理渣,加入丁基黑药和乙硫氮组合药剂来提高银浮选指标.锌的浸出渣经过一次粗选、两次精选及三次扫选流程,得到了银品位为2017.45 g/t、银回收率达到78.44％的银精矿.     

铝酸钡脱硫过程机理探讨

一次赤泥洗液用铝酸钡脱硫,用X射线衍射分析不同脱硫时间脱硫渣的物相组成,探讨铝酸钡脱硫过程机理。结果表明,脱硫过程是铝酸钡先与碱液反应生成中间相2BaO.Al2O3.5H2O,中间相再与硫碱和碳碱反应。2BaO.Al2O3.5H2O经历不断生成和不断消耗过程,脱硫过程符合"缩芯模型"。随脱硫时间延长,脱硫率、氧化铝回收率和脱碳率均逐渐增大。     

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石选矿试验

内蒙古某铜铅锌多金属硫化矿石中主要有价元素为铜、铅、锌、银,主要金属矿物方铅矿、闪锌矿、黄铁矿、黄铜矿等嵌生关系密切。为确定该矿石的选矿工艺流程,采用铜铅混浮再抑铅浮铜、锌硫混浮再抑硫浮锌原则流程进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-200目占70%的情况下,采用1粗2扫3精铜铅混浮、1粗1扫2精铜铅分离、1粗1精3扫锌硫混浮、1粗2扫3精锌硫分离流程处理,获得了铜品位13.52%、含银3 398.44 g/t、铜回收率68.95%、银回收率29.25%的铜精矿,铅品位68.36%、含银3 053.78 g/t、铅回收率84.28%、银回收率46.39%的铅精矿,锌品位46.73%、含银241.13 g/t、锌回收率81.85%、银回收率11.90%的锌精矿,以及硫品位16.09%、硫回收率18.89%的硫精矿。     

H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中水热矿物化固砷研究

本文在H3AsO4-FeSO4-K2SO4-H2O体系中研究了K+对水热臭葱石矿化沉砷过程中砷铁沉淀率、沉砷渣物相组成及转变规律的影响。结果表明：K+存在与否对沉砷渣物相组成影响显著,处于过饱和状态的Fe(III)除As(V)共沉淀生成臭葱石(FeAsO4?2H2O)并自身水解沉淀为碱式硫酸铁(Fe(OH)SO4)外,还会与K+结合以黄钾铁矾（KFe3(SO4)2(OH)6）形态竞争析出。当初始K+浓度为5 g/L、初始砷浓度10 g/L、初始铁砷摩尔比1.5、初始pH为1、反应温度160 ℃、搅拌转速500 r/min、反应时间3 h、氧分压0.6 MPa时,砷、铁沉淀率分别为96.7 %、96.5 %;沉砷渣物相组成主要为臭葱石、黄钾铁矾、碱式硫酸铁,其含量分别为65.0 %、24.2 %、10.8 %,臭葱石以大颗粒多面体状晶体形式产出,不规则晶体形态的黄钾铁矾小颗粒分散于其中;沉砷渣中 As、Fe、K、S含量分别为 23.39 %、25.72 %、1.84 %、4.09 %。通过将臭葱石矿化沉砷初始铁砷摩尔比控制在合理范围内可有效抑制亚稳态黄钾铁矾物相的形成,实现砷的高效沉淀、提高沉砷渣中砷含量并降低其产量。     

矿浆电解法处理脆硫锑铅矿的介质体系选择

通过比较和系统的试验，确定矿浆电解法处理脆硫锑铅矿的介质体系，结果表明采用HCl-NH4Cl体系，可实现金属锑的选择性提取，在阴极直接得到金属板，锑的溶出率大于98％。矿浆电解渣经碳铵化、脱硫，可以得到含铅大于45％，含硫小于15％的铅精矿和单质硫产品，铅的总回收率大于95％，角的总回收率大于80％，在HCl-NH4Cl介质体系中，采用矿浆电解法处理脆硫锑铅矿是可行的。     

某低品位难处理银铅锌矿石浮选试验#br#

某低品位银铅锌多金属硫化矿石含银74 g/t、铅0.36%、锌0.82%。银矿物以脆银矿和辉银矿为主，铅矿物以方铅矿为主，锌矿物以闪锌矿为主，主要脉石矿物为石英，其次是白云母、绿泥石和钾长石。矿石中银铅锌矿物均部分被氧化，大部分铅锌矿物嵌布粒度较粗，少部分嵌布粒度微细，银在铅、锌、硫等矿物中均有分布，且嵌布粒度较细。为确定矿石的选矿工艺，进行了选矿试验研究。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55%的情况下，采用银铅混浮再浮锌最后选硫工艺处理矿石，可获得含银8 515 g/t、含铅51.64%、含锌4.61%、银回收率42.41%、铅回收率56.04%、锌回收率2.15%的银铅精矿，含锌45.47%、含银1 692 g/t、含铅3.48%、锌回收率69.63%、银回收率27.71%、铅回收率12.42%的锌精矿，以及含硫43.79%、含银781 g/t、硫回收率10.56%、银回收率5.63%的硫精矿。     

从铜渣中回收有价金属技术的研究进展

铜渣中含有大量的有价金属,回收有价金属日益受到人们的重视。根据铜渣的物化和矿物学特性,从铜渣中回收有价金属技术在国内外得到了广泛的研究。本文重点介绍了火法、选矿法、湿法和联合工艺法四大类回收技术。通过对它们的优缺点及应用价值的分析,认为联合工艺法将会成为从铜渣中回收有价金属技术的主要研究方向。     

喷淋塔中电石渣烟气脱硫工艺过程的研究

在喷淋吸收系统中对电石渣浆液吸收SO2进行了系统研究,研究结果表明：增加电石渣浓度和提高液气比均有利于SO2的吸收;烟气SO2浓度由3 160 mg/m3上升到14 489 mg/m3,系统脱硫率下降了28.60%;随体系pH值的增加,系统脱硫率升高,脱硫率可达94.70%;反应温度由20 ℃升到70 ℃时,脱硫率从85.39%降到55.76%。电石渣在酸性、中性及碱性环境中吸收去除SO2的机理不同。     

吸收脱硫铜渣磁选试验研究

针对铜渣"焙烧—磁选"回收利用工艺的不足,探究了一种"湿法烟气脱硫—磁选"工艺的可行性。通过对比分析铜渣和模拟脱硫渣的磁选效果,主要考察了磁场强度对两种渣中Fe的回收及其他有害元素脱除的影响规律。XRD结果表明脱硫渣中Fe主要以磁铁矿(Fe_3O_4)和铁橄榄石(Fe_2SiO_4)形式存在。磁选对脱硫渣中Fe的富集有显著作用,Si含量较低的磁铁矿进入粗精矿中,Fe品位可达50%以上,满足铁矿石产品标准(GB 32545—2016)中磁精矿五级标准。铜渣直接磁选后可达到与脱硫渣相近的效果,其粗精矿Fe磁选效果(46%)略低于脱硫渣(50%)。粗精矿中Si(5.5%)和Zn(1.1%)超标相比脱硫渣严重。综合考虑,铜渣经烟气脱硫后再进行磁选,其利用价值更高。     

氯化咪唑铁基离子液体的物化性能及脱硫机理

采用变温拉曼光谱、红外光谱探针及XRD等现代分析技术研究疏水性氯化咪唑铁基离子液体的酸性特征及循环热稳定性,结果表明,氯化咪唑铁基离子液体可以在不超过240 ℃的条件下循环使用;具有Bronsted酸和Lewis酸的共同特点;Fe³⁺/Fe²⁺离子对具有很好的氧化还原可逆性,可以在酸性条件下直接氧化硫化氢脱硫,所得硫磺产物属于单斜晶系;升高温度可以显著提高其硫容和脱硫效率。由此,以氯化咪唑铁基离子液体为酸性脱硫液的非水相湿法氧化脱硫机理是活性成分Fe³⁺氧化硫化氢生成单质硫磺并转化成还原态Fe²⁺,经氧气氧化再生后Fe²⁺回到氧化态Fe³⁺。上述脱硫过程不需添加辅助试剂和调控pH。     

铅银渣熔化-烟化过程中锌元素的物相演化规律

针对锌元素在熔化-烟化过程中的物相演化规律开展研究。首先分析了铅银渣中锌物相赋存状态, 再通过模拟计算和实验验证相结合的方法研究了锌元素挥发的热力学机制, 表明锌物相由渣中的ZnSO₄、ZnFe₂O₄和Zn₂SiO₄还原为金属Zn, 再到烟尘中氧化为ZnO。同时研究了反应温度、保温时间、配碳比等因素对金属锌回收率的影响规律, 并采用响应面法优化工艺参数, 得到锌元素回收的适宜工艺参数为: 反应温度1 320 ℃、保温时间100 min、配碳比16.00%, 在此条件下锌元素回收率为97.91%。     

含氧气氛下氧化铁基高温煤气脱硫剂再生行为

采用以钢厂赤泥为主要组分制备的氧化铁基高温煤气脱硫剂,在固定床反应装置上考察了再生温度、空速以及氧气含量对初次再生行为的影响,并通过XRD,XPS等测试手段表征了再生前后氧化铁基高温煤气脱硫剂物相组成.研究结果表明: 600 ℃,4 000 h^-1和6%O₂为含氧气氛下氧化铁高温煤气脱硫剂的最佳再生条件;脱硫剂中FeS再生后转变为Fe₂O₃和SO₂,以及少量的单质硫;再生温度、氧含量影响硫酸盐生成,硫酸钙是再生增重和再生后活性下降的主要原因.     

含铌铁矿粉氢气选择性还原过程中硫行为的研究

为了实现铌与硫、铁等分离,使铌富集在渣中,针对包头白云鄂博含铌铁矿粉进行了气基选择性还原-渣金熔分工艺研究。结果表明,在通氢量90 L/h、950 ℃下保温3 h对含铌铁矿粉进行还原,矿粉中的FeS₂能被氢气还原从而达到脱硫的效果,约有9.9%的硫以H₂S气体的形式排出、89.5%的硫以FeS的形式进入Fe相中;还原后的矿粉在1 550 ℃下熔分25 min,得到富铌渣,铌收得率大于98%,富铌渣中铌品位提高约2.1倍,脱硫率约为99.5%,脱铁率约为97%。     

海水法烟气脱硫技术在爪哇7号工程中的应用

火电厂烟气脱硫过程的基本化学反应是酸碱中和,而海水是一种天然碱资源及脱硫剂,海水法烟气脱硫技术以海水作为SO2吸收剂,其工艺一般包括SO2溶解与吸收、海水中和以及氧化(曝气)等3个过程,海水脱硫工艺中及时消耗H+和SO32-可以获得更大的SO2吸收推动力。为深入了解海水法烟气脱硫技术,以神华国华印尼爪哇7号燃煤发电工程为例,介绍了海水脱硫的技术原理、工艺流程和系统构成,其中,1号机组性能试验结果表明海水脱硫系统的主要技术指标均满足设计要求及当地环保要求,说明1号机组海水脱硫系统具有较高的SO2吸收推动力,同时又保证了脱硫后的海水水质得到恢复。     

铅阳极泥H2SO4 NaCl选择性浸出研究

采用选择性脱铜—H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋试验研究。确定了最佳浸出条件:初始硫酸浓度2.5～3 mol/L,NaCl浓度为75～100 g/L,浸出温度80℃,液固比L/S=8/1(mL/g),浸出时间2 h;在该条件下锑、铋、铜的平均浸出率均大于99%,铅的平均浸出率仅1.68%,金银不被浸出,锑、铋、铜得以有效选择性浸出,铅、金、银在渣中得到了有效富集,为后续工艺中硝酸脱铅和贵金属火法综合回收工艺创造了有利条件,解决了传统铅阳极泥湿法综合回收出现的金属分离不彻底,贵金属直收率不高等问题。     

铁矾渣综合利用技术进展

在有色冶炼的沉铁过程中会产生大量的铁矾渣,直接堆存处理不仅会对环境造成危害,也是一种资源的浪费。目前国内外对于铁矾渣的处理处置方法,主要是通过火法工艺、湿法工艺、选矿工艺及联合工艺等回收Zn、Pb、Ag、In、Fe等有价金属,其次利用铁矾渣制作功能材料和建筑材料,以及最终无害化固化处置。认为在铁矾渣处置过程中减少二氧化硫和废水排放,避免重金属污染,实现主要有价金属回收的同时减少尾渣数量是今后研究的热点。