中国铅锌冶金技术状况及发展趋势:锌冶金

近10多年来, 世界铅、锌精矿和铅、锌生产量的增量主要来自中国, 中国已经成为名副其实的世界铅、锌加工国, 并由此带来巨大的资源和环境压力.文中在系统介绍和总结中国铅、锌冶炼技术发展状况、各自技术特点和适应性的基础上, 探讨中国铅、锌冶金工业技术发展中存在的主要问题和应关注的发展方向.从消费结构分析, 未来我国铅的生产必然会转向以再生铅为主的格局, 但锌的生产依然会以原生锌生产为主, 如何在原生铅生产过程中实现每年数百万吨新增锌冶炼渣的无害化处置, 必须引起我们的重视.      

复杂硫化铜精矿加压浸出动力学

在初始硫酸浓度1.23mol/L,液固比(mL/g)30/1,氧分压0.6MPa,搅拌转速度500r/min条件下,研究以黝铜矿为主要矿物的硫化铜精矿在408～453K温度范围内加压浸出动力学.结果表明,在浸出达到平衡之前,铜、锌、铁浸出率与浸出时间呈良好的线性关系.随温度升高,铜、锌浸出达到平衡所需的时间不断缩短,相对而言,锌浸出更早达到平衡.在408～438K范围内,铜、锌浸出速率均随浸出温度升高而不断增大,而且锌浸出速率始终高于铜.随浸出温度升高至453K后,锌浸出速率未见明显变化,铜浸出速率则显著增大且高于锌,铁浸出速率增长低于铜.复杂硫化铜精矿中铜、锌浸出反应的表观活化能分别为71.98kJ/mol和69.33kJ/mol,铜、锌浸出过程均遵循界面化学反应控制的收缩核模型.     

国内外红土镍矿处理技术及进展

综述了国内外红土镍矿的处理现状.指出红土镍矿的开发要综合考虑矿石镍、钴含量和矿石类型的差异,以及当地燃料、水、电和化学试剂等的供应状况.现阶段回转窑干燥预还原-电炉还原熔炼工艺在红土镍矿的开发中仍占主导地位,加压酸浸法随着大型压力釜制造技术的成熟也越来越受到重视和应用.我国在红土镍矿的工程化方面很欠缺,元江贫红土镍矿的开发必须综合考虑镁的产品结构和经济利用,元石山镍矿的开发必须考虑铁的综合利用.     

Cyanex272在镍钴分离中的应用

研究黑镍除钴渣酸溶后溶液用Cyanex272萃取钴,实现钴、镍的深度分离,并介绍其工业生产应用.试验结果表明混合时间3rnin,Co的萃取率可达98%以上;经2级萃取溶液中的Co2+由4.5降至0.01g/L以下;负载有机相经三级洗涤[Co]/[Ni]达到529.20;通过三级萃取,三级洗涤,钴的萃取率达99.90%以上,镍钴分离系数βCo/Ni为2.50×105;两级反萃使有机相含Co2+降至0.020g/L以下;采用去离子水二级洗涤,Cl-几乎100%被洗掉,不会进入硫酸镍溶液中循环积累.工业实践中黑镍除钴渣酸溶后溶液经P204萃取除铜、铁-Cyanex272萃取分离镍钴-氯化钴溶液草酸沉淀-草酸钴煅烧,产出的精制氧化钴粉达到国家Y1级标准,产出的硫酸镍溶液完全满足生产1#电镍的要求.     

高纯超细氧化锡的研制

通过对氧化锡生成过程工艺条件的改进 ,生产出了平均粒度 0 5 5 μm ,比表面积11 6m2 / g ,真密度 7 0 3g/cm3 ,松装密度 0 79g/cm3 ;SnO2 纯度大于 99 99%的高纯超细氧化锡。所得产品易于过滤和洗涤 ,SnO2 干燥煅烧过程不团聚不结块     

堆浸—萃取—电积铜厂在高寒地区的生产与实践

以多宝山铜矿年产 2 0 0 0t电铜的浸出—萃取—电积铜厂为例 ,对高寒地区浸出 -萃取 -电积铜厂在设计中须注意的问题及该厂的生产和实践经验进行了总结。     

N235萃取处理含铁废盐酸工艺研究

采用 2 5 %N2 3 5+6 5 %煤油 +10 %丙三醇 (均为体积百分比 )的有机相组成 ,在相比O/A =1和1级萃取的条件下 ,处理含铁 ( 11g/L)、高酸 ( 5 85mol/LHCl)废溶液。结果铁的萃取率达 99 8%,萃余液含盐酸 5 4mol/L、铁小于 0 0 5g/L。实现了铁、酸的分离 ,盐酸得到再生利用。操作中分相良好 ,没有第 3相。     

脆硫锑铅矿矿浆电解机理研究

通过测定不同条件下石墨阳极化曲线和浸出渣样的物相分析，查明复杂锑铅矿矿浆电解的阳极反应机理，由于含铁矿物自生FeCl3的氧化，硫锑铁矿的氧化性格合酸分解和脆硫锑铅矿的非氧化性格合酸溶及夹带空气的氧化，锑铅矿中锑的直接酸溶浸出率达35%，通入锑的理论浸出电量，可以使锑，铅和铁完全氧化浸出，锑铅矿矿浆电解的阳极过程是硫化物中硫原位失电子和金属阳离子向溶液中扩散的过程。     

含钴转炉渣非熔融选择性还原回收钴EI北大核心CSCD

钴多以伴生元素赋存于硫化铜镍矿床中,在冶炼过程中主要富集于转炉渣中。从转炉渣中回收钴,能够缓解我国钴的供需矛盾,具有显著的经济和社会效益。本文针对镍转炉的物相组成进行了系统分析,并在此基础上通过热力学分析及实验研究,实现了非熔融状态下钴、镍等氧化物的还原及富集。考察了焙烧温度、还原时间、无烟煤及氯化钙用量对各金属回收率及磁选精矿中金属含量的影响。结果表明:优化工艺条件为还原温度1050~1150℃、无烟煤用量(质量分数)10%、氯化钙用量13%、还原时间为1.5 h。在此条件下,铁、钴、镍、铜的回收率分别为51.85%、93.81%、98.32%、76.47%,在磁选精矿中的含量(质量分数)分别为45.08%、8.14%、18.70%、2.06%。     

低品位红土镍矿选择性还原焙烧试验研究

本研究采用选择性还原焙烧-氨浸-溶剂萃取-电积工艺从低品位红土镍矿中综合提取镍、钴、铁,重点介绍了采用煤作还原剂,选择性还原焙烧的试验研究。研究确定了最佳工艺条件为:采用烟煤做还原剂,还原剂加入量为矿量的10%;粒度在0～3mm,-0.074mm含量约占25%;焙烧时间20～30min;焙烧温度700～750℃。综合试验结果表明,镍、钴氨检浸出率分别为89.33%和62.47%,煤作还原剂不仅可以获得较好的经济效益,而且容易实现。