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介绍杭州富春江冶炼有限公司高铅、镍、锑阳极铜电解精炼生产情况。分析高含量铅、镍、锑对阳极铜电解精炼生产过程中产生的危害,提出解决问题的相应对策,生产出合格的高纯阴极铜。不仅缓解原料供应紧张的情况,还可使企业获得更好的经济效益。 相似文献
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高砷锑铜阳极的电解精炼 总被引:1,自引:0,他引:1
本文用As—H_2O系、Sb—H_2O系电位—pH图分析了砷锑在高砷锑铜电解液中存在的形态。电解液中的As(V)、Sb(V)因其电位较铜正,将被还原成As(Ⅲ)和Sb(Ⅲ);而由As(Ⅲ),Sb(Ⅲ)还原为As、Sb的电位比铜负,故只要电解液中的Cu~(2 )具有良好的传质条件,并限制阴极电流密度,As、Sb就不会在阴极上和铜共同析出。为适应高砷锑铜料电解精炼的需要,我们还研究成功了一种电解液脱砷的新方法——SO_2还原法,可使电解净液的脱砷率从传统方法的30%提高至90%以上。 相似文献
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用离子交换法从镍电解阳极液中除铜的研究 总被引:5,自引:2,他引:5
通过比较国内外现行从镍电解阳极液中除铜的各种方法, 提出了一种新的除铜方法:将阳极液中的Cu还原后再进行离子交换除铜。考察了还原电位对离子交换操作容量的影响, 发现随着还原电位的降低, 离子交换操作容量增大, 当电位达到0.47~0.45 V时, 其操作容量达到最大。得出镍电解阳极液中Cu2+还原为Cu+的最佳条件为:硫系数为4.5, pH为2.0, 反应时间为0.5 h,反应温度为40 ℃。通过离子交换试验发现:随着高径比的增加, V2/V1(漏穿体积/树脂体积)增加, 当高径比达到48.08之后, V2/V1基本不变;随着线速度的增加, 漏穿体积呈二次曲线减少, 其方程为:Y =1 301.5-161.5X +5.75X2;随着离子交换交前液Cu离子浓度的增加, 树脂操作交换容量减少;在整个交换过程中SO42-浓度基本上没有太大变化, 整体呈下降的趋势。 相似文献
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针对铜火法精炼过程中阳极铜氧含量控制难题,系统研究了铜火法精炼过程氧的行为,结合生产实际分析了影响阳极铜氧含量的影响因素,并给出了降低阳极铜氧含量的控制措施。结果表明:铜火法精炼过程各阶段终点温度对阳极铜氧含量影响较大,过高和过低都会导致氧含量升高,过高会加速熔体二次吸氧,过低则导致脱杂不彻底;出铜过程缩短熔体流经距离,可减少高温熔体与空气的接触时间,减少二次吸氧,有效降低阳极铜氧含量;合理控制入炉原料、各阶段终点温度和还原终点氧含量以及二次吸氧时间,可将阳极铜氧含量控制在1 300×10-6以下,避免电解精炼过程的阳极钝化现象,为电解精炼创造良好的条件。 相似文献
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铜精炼阳极炉氧化过程炉膛烟气温度动态模型 总被引:2,自引:1,他引:1
基于能量平衡原理,建立了铜精炼阳极炉氧化过程炉膛烟气温度变化动态响应模型。由此动态响应模型及其应用可知,当重油质量流量、助燃空气消耗系数、氧化空气质量流量扰动幅度均为其静态值的0 1倍时,重油质量流量扰动、助燃空气消耗系数扰动对炉膛内烟气温度变化影响较大,而氧化空气质量流量扰动相对前二者来说,影响要小得多;且铜精炼氧化过程炉膛具有很大的热惯性,这直接导致炉膛烟气温度动态响应速度很慢、动态过程时间很长的现象出现。此动态模型有利于铜精炼阳极炉的在线优化控制。 相似文献
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基于泛函分析下铜精炼阳极炉氧化过程重油消耗最优控制 总被引:4,自引:3,他引:1
以互相耦合的炉膛辐射换热和粗铜熔液内部导热能量平衡式,建立了铜精炼阳极炉氧化过程重油消耗最小的真实目标泛函,采用变分法对真实目标泛函极值进行了求解,得出了铜精炼阳极炉氧化过程中粗铜溶液最优升温曲线、最优升温速度曲线以及重油消耗最优曲线。由模型应用可知,铜精炼阳极炉氧化过程重油消耗最优曲线受粗铜熔液氧化时间的影响很大,当氧化时间由2 0h减小为1 7h时,对应的重油消耗量却增加了20%。此最优控制模型为铜精炼阳极炉保温过程在线优化控制以及节能降耗,提供了理论基础。 相似文献
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分析了铋在粗铅电解精炼中的行为,介绍了高铋粗铅电解精炼中存在的问题,通过采取合理搭配粗铅、控制电流密度及电解液成分、阳极泥洗水铅铋置换等有效措施,确保了铅电解生产平稳运行,析出铅合格。 相似文献
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通过用计算机控制的PCI-1710HG数据采集卡记录和用Matlab分析程序处理电流时间序列,使用恒电位方法研究磷酸中铜阳极电溶解过程的复杂电流振荡.结果表明,在电溶解过程中存在确定性的电流混沌.在利用时间序列重构三维相空间吸引子时,提出了一种确定最优延迟时问的可操作的定量方法. 相似文献
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介绍了吉林镍业公司含镍硫化铜精矿的有关分析数据,对采用焙烧-酸浸-浓缩-萃取的方法提取该精矿中的铜、镍成份并以硫酸盐的形式作为最终产品的试验研究进行了系统的论述,提出了可行的生产过程. 相似文献
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H65接插件铜带的生产工艺与质量分析 总被引:1,自引:0,他引:1
针对生产接插件铜带所出现的表面质量和厚度公差问题,可采取加深初坯的铣面深度或返铣一次,以减少坯的表面质量问题.通过完善各工序的质量控制,保证产品的质量,提高产品的合格率.实践证明,该生产工艺是合理的,可行的。 相似文献
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内蒙古某铅锌矿石除含铅、锌外,还含有银、少量的铜等伴生有价金属,其中原矿中含铜量为0.13%。为降低铅精矿的含铜量,产出合格铜精矿,综合提高铜铅利用价值,对铜铅混合浮选和铜铅分离工艺进行小型试验研究。研究结果表明,采用铜铅混合浮选—抑铅浮铜—混合浮选尾矿选锌流程可以较好的实现铜铅分离,铜铅混合浮选闭路试验获得铜铅混合精矿含铅品位42.65%、铅回收率72.45%,含铜品位3.64%,铜回收率75.23%。铜铅分离闭路试验获得铅精矿品位46.37%、铅回收率98.80%,铜精矿品位24.59%、铜回收率90.71%,为综合回收某铅锌矿中伴生低品位铜提供了技术依据。 相似文献
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针对某铜铅锌硫矿实际生产中存在的问题:铜浮选作业中有13.35%的铜损失在铜尾矿中;硫精矿含锌1.10%,杂质锌含量超标;锌精矿产品质量不合格(锌品位为18.38%),对铜浮选作业进行了多流程方案对比开路试验以及主要工艺条件的调整与优化,可获得铜精矿铜品位15.11%,铜回收率92.30%指标,较现场铜回收率提高了5.65%。采用抑锌浮硫工艺流程,可将现场硫精矿中锌品位由1.16%降至0.41%。对现场锌精矿采用不再磨、再磨工艺均显著提高了锌品位(锌品位最高可达48.71%),同时对该流程下浮选尾矿可作为单独的硫精矿产品进行回收。 相似文献
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本文介绍了铜冶炼渣中单质铜相强化浮选工艺优化方法。探索试验结果表明:优化条件下,铜、金、银回收率分别为93.64%、83.30%、93.65%,铜尾渣铜品位降为0.22%,其中金属铜品位由0.18%降为0.10%,占比由51.43%降为40.91%,有效强化了单质铜相的浮选回收。应用实践证明,优化工艺综合经济效果显著,可实现铜冶炼渣中铜、金、银的高效回收。 相似文献
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用三元合剂对清水塘铅锌矿进行铜铅分离浮选 ,其试验指标比以前用重铬酸钾的试验指标高 ,药剂用量低 ,避免铬的污染 ,改善生产环境 相似文献