降低铜密闭鼓风炉富氧熔炼四氧化三铁影响的生产实践

在铜密闭鼓风炉熔炼过程中,Fe3O4会从冰铜和炉渣中析出,沉积在炉底、炉侧壁及前床,严重影响生产。通过适当提高转炉渣中SiO2含量(21%～24%),可以减少进入鼓风炉(转炉渣作为块料)的Fe3O4量;选择并控制合理的熔炼渣型(Fe31%～35%、SiO233%～36%、CaO11%～13%,SiO2/Fe≈1 13,渣含Cu<0 30%)及精心操作,成功地避免了Fe3O4对鼓风炉生产的危害。     

底吹铜熔炼渣中金银赋存状态及回收率提高探讨

某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t,渣中金损失较多,生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银,金回收率为57.08%,银回收率为65.23%,回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌,确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明,偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中;渣中硫化物包裹金占64.71%,硅酸盐包裹金占29.41%,裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收,这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率,使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银,从而降低熔炼渣中金银含量;在磨浮回收金银时,提高磨矿细度,使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。     

刚果(金)某氧化铜精矿还原熔炼渣型优化实验

刚果（金）某地区经浮选得到的氧化铜精矿,含铜28.39 %,矿石中的铜主要赋存在孔雀石中。在实际生产中,采用鼓风炉还原熔炼处理该类氧化铜精矿,存在熔炼温度较高、氧化钙添加量大、熔炼渣含铜偏高的问题,为此,进行渣型优化实验研究,考察了还原焦比、CaO:SiO2比和氧化亚铁加入量对氧化铜精矿还原熔炼的影响。结果表明,在还原熔炼时,焦比主要影响粗铜产率和铜回收率,CaO:SiO2主要影响渣中铜含量,熔炼温度是影响渣黏度的主要因素。在还原焦比为5 %,选择酸性熔炼渣型,渣中CaO:SiO2为0.4-0.55,FeO:SiO2为0.13条件下,渣含铜可降至0.4 %以下,铜回收率在98 %以上。     

炉气-碱性炉渣-铜合金平衡体系的研究

在火法有色冶金中渣型和渣含金属的问题一直是冶金工作者研究的对象。近年来由于强化冶炼(闪速熔炼,喷吹技术),连续熔炼等新工艺的出现,研究渣型和渣含金属的问题应密切与气氛氧势相联系,以便觅求对氧势不太敏感,不析出磁性氧化铁而渣     

废旧电路板中有价金属回收试验研究

提出了一种以FeO-SiO₂-Al₂O₃-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控,研究了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响。结果表明,在熔剂添加量为原料质量30%、熔炼温度1 450 ℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO₂比为1、渣中CaO含量8%条件下,废旧电路板中Cu、Sn回收率分别为91.98%、86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量分别可达67.41 g/t、1 020.74 g/t、54.75 g/t。以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。     

基于共存理论的废线路板火法熔炼渣-铜平衡研究

基于炉渣结构离子分子共存理论,结合高温熔炼实验,研究了废线路板熔炼过程中铜、锡及铅在渣-铜平衡中的分配规律。以石灰为添加剂的废线路板混合料火法熔炼,其熔渣为CaO-SiO₂-Al₂O₃-FeO四元渣系。结果表明,使用熔渣结构离子分子共存理论,能较好表征该渣系组元的活度; 渣中FeO活度随着CaO含量增加先减小后增大,随着FeO含量增加而增大。渣中铜、锡及铅含量与渣中FeO活度成正比; 渣中铜、锡及铅含量随着碱度增加先降低后增加,随着FeO含量增加而增加。通过控制熔渣碱度(CaO/SiO₂)0.6~1.2、FeO含量15%~24%,可有效提高熔炼效果,使渣中铜含量低于0.7%、锡含量低于0.2%、铅含量低于0.2%。     

低粗杂铜精矿底吹熔炼工艺金银回收率提高措施

针对易门铜业公司富氧底吹熔炼工序金银回收率低的问题,通过调整熔炼渣型,采用SiO_2-FeO-CaO三元渣系,稳定炉温在1 180～1 200℃和合理利用冶炼中间产物,使熔炼工序金、银的回收率分别从96.99%、97.03%提高到98.25%、98.20%。     

脆硫铅锑矿无污染冶炼工艺研究

对脆硫铅锑矿精矿的熔炼过程进行了实验研究。炉料配方(质量比)为精矿∶纯碱∶煤粉＝100∶50∶10; 温度为980 ℃, 时间为60 min时, 各主要金属直收率(%)分别为: Pb 92.29、Sb 79.82、Ag 84.94, 金属入渣率(%)分别为: Pb 5.00、Sb 3.21、Ag 8.97、In 69.76、Zn 95.28、Cu 78.00、Fe 87.74, 熔炼渣中硫化钠品位为52%, 渣率为62.4%。在熔炼时原料中的硫元素全部以硫化钠的形式被固定在熔炼渣中, 铅锑主金属及贵金属(金、银等)进入金属相, 锌、铟等伴生金属元素进入渣相。     

复杂铜精矿低温富氧熔炼渣型调控北大核心

合理的渣型是铜火法冶炼顺利进行的关键。低温熔炼可减缓炉衬所受的热应力以及熔体对炉衬的化学侵蚀,延长熔炼炉使用寿命。低温熔炼过程渣中易析出以Fe_(3)O_(4)为主的尖晶石固相,增大熔渣黏度,阻碍冰铜沉降。对铜精矿低温熔炼过程进行热力学基础计算,研究了渣中各组分含量对熔炼过程的影响。结果表明:当渣中Fe/SiO_(2)为1.1,CaO、Al_(2)O_(3)、ZnO含量分别控制在1.5%~4%、3%~6%、3%~10%时,熔渣具有良好流动性。通过控制Fe/SiO_(2)以及熔剂含量,利用实验室规模的富氧顶吹炉对铜精矿在1160℃、55%氧浓度的条件下进行熔炼,喷吹结束后静置沉降60 min,可获得品位为60.86%的冰铜,渣中铜含量为1.60%的熔渣,实现低温熔炼。     

低粗杂铜精矿底吹熔炼提高金银回收率的技术

针对易门铜业富氧底吹熔炼工序金银回收率低的问题，通过调整熔炼渣型采用SiO2-FeO-CaO三元渣系、稳定炉温在1180℃~1200℃和合理利用冶炼中间产物，使熔炼工序金、银的回收率分别从96.99%、97.03%提高到98.25%、98.20%。     

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23%,具有良好的回收利用价值。原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相。玻璃相的存在为选矿带来不利的影响。对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36%、铜回收率81.65%的铜精矿,浮选尾矿再磨后回收细粒级的铜矿物,获得含铜13.65%、铜回收率13.74%的综合铜精矿,综合铜精矿含铜33.99%,含金3.42 g/t,含银79.17 g/t,铜回收率95.40%,金回收率85.94%,银回收率81.17%,该冶炼渣中的铜、金和银均得到较好的回收。      

铜冶炼渣中单质铜相强化浮选回收工艺优化及生产实践

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。     

铜冶炼渣综合回收利用进展

铜冶炼渣中铜品位和铁品位较高,且常伴生有金、银、铅和锌等有价金属元素,因此提高铜渣综合利用水平,有利于提高资源利用率,减轻环境污染.介绍了我国铜冶炼渣综合回收利用现状,分析了铜渣的组成与冷却方式,综述了火法贫化、湿法浸出和浮选法从铜渣中回收利用铜,以及用磁选法和浸出法回收利用铁的工艺技术,分析了各种方法的优缺点,概括了...     

黄金冶炼萃余液废水资源化及中和渣减量技术研究

黄金湿法冶炼行业铜萃余液中含有大量铜锌有价金属,现有处理工艺无法对有价金属进行回收,且产生大量中和渣,实现废水的资源化利用以及中和渣减量是未来的发展趋势。以某黄金湿法冶炼企业产生的萃余液废水为原水,采用“石膏+硫化收铜+硫化收锌+HDS中和”工艺实现有价金属有效回收和中和渣减量。结果表明：萃余液石膏pH为2、第一步0.5倍理论投加量硫化、第二步1倍理论投加量硫化可以最大限度实现铜锌的回收和中和渣减量,硫化铜渣铜品位为45.2%,符合《铜精矿》(YST 318—2007)中“铜精矿三级标准”,硫化锌渣锌品位为57.6%,符合《锌精矿》(YS/T 320—2014)中“锌精矿二级产品”标准,中和渣减量可达30%。     

硫酸烧渣综合利用试验研究

为避免硫酸烧渣对环境的污染,以硫酸烧渣为原料,通过添加活性还原剂,用废硫酸直接还原浸出铁并制铁黄,而后用以P204为主体的三元萃取剂萃取回收浸液中的铜,用全泥氰化和锌粉置换工艺从浸渣中提取金银,较经济有效地回收利用了烧渣中的有价金属,铁,铜和金的回收率分别达到了93.31%,80.78%和90.18%。     

铜对金银冶炼过程的影响及控制

金银产品因为含钢高而达不到一级品标准.在铜铅阳极泥混合处理的半湿法流程中,采取适当措施可以避免铜进入金银产品和在体系中积累.硫酸化焙烧水浸过程中,强化浸出和加强浸出渣洗涤;氧化精炼时开路部分铜渣;银电解液开路除铜,保持AgCu＞31,并提高电解液循环速度;银电解阳极泥结块破碎,并经酸洗、水洗和氨洗等都是有效的方法.     

磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

陕西某金矿氰化尾渣的浮选活化试验

陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。     

锌窑渣中有价金属综合回收研究现状及展望

锌窑渣一般富含铜、银、铁、铅、锌、金、铟等多种有价金属,是一种极具回收价值的二次资源。着重介绍了锌窑渣的资源现状以及处理工艺研究现状,并指出了制约锌窑渣综合回收利用的关键所在。同时,作者认为选冶联合工艺是今后锌窑渣处理的主要研究方向,并提出了对综合回收锌窑渣中有价金属的展望。