含铜炉渣的火法贫化

含铜硫化物精矿自热熔炼产出的炉渣含铜可达1%左右。在1523K(1250℃)和惰性气体保护条件下,采用高温重熔和气体搅拌的方法即可使渣含铜明显下降,当采用碳质还原剂以及采用铜精矿、磁黄铁矿和黄铁矿等硫化剂进行贫化处理,并适当添加SiO_2、CaO等熔剂改善渣型后,可使渣含铜降低至0.17%。     

诺兰达炉渣火法贫化机理的探讨

本文在试验的基础上对诺兰达炉渣火法贫化的机理进行研究。沈冶诺兰达炉渣含铜３％以上，使用焦粉还原剂和黄铁矿硫化剂进行贫化处理，并适当加ＳｉＯ２改善渣型，在静态试验中，渣含铜可降到０．６３５；在Ｎ２搅拌的动态试验中，可使渣含铜降到０．４１％。     

黄铁矿精矿对炼铜炉渣的贫化作用

为降低铜精矿自热熔炼产出炉渣的含铜损失，在１２５０℃（１５２３Ｋ）和惰性气体保护的条件下，研究了添加黄铁矿精矿对炉渣的还原和硫化作用，确定了合理的黄铁矿精矿添加量和共存底冰铜品位。在适当添加熔剂后，炉渣含铜可从１．３６％降至０．２５％，此方法对含铜更高的转炉渣也有成效。     

铜渣火法强化贫化工艺研究

随着铜熔炼富氧浓度的提高，其熔炼渣含铜也随之提高。文章研究了还原-硫化-搅拌-提温的火法强化贫化铜渣新工艺，在贫化炉最优结构前提下，将贫化炉炉膛温度升至1300℃，然后加入一定的黄铁矿和碎煤，采取鼓风搅拌以及澄清等措施，可使渣含铜由1．277％下降至0．466％。渣含铜基本达到了熔炼弃渣的水平。     

低品位含锗褐煤烟尘二次富集提锗工艺研究

考察了硫化剂黄铁矿精矿对含锗褐煤旋涡炉烟尘中低品位锗资源二次挥发富集效果的影响,并结合微观结构分析及热重分析,采用HSC软件分析了含锗烟尘二次挥发富集过程的机理。结果表明,随着黄铁矿精矿用量、硫化反应温度、硫化反应时间的增加,烟尘中含锗量逐渐下降。在硫化剂黄铁矿精矿添加量20%、反应温度1 200℃、反应时间6h条件下,烟尘中锗的挥发率为91.82%,获得的二次烟尘平均锗含量为15.22%,实现了低品位含锗烟尘中锗的二次富集。     

高温氯化法贫化铜熔炼炉渣的研究

研究了氯化剂种类、温度、时间、氯化剂添加量和还原剂添加量等因素对炉渣含铜贫化效果的影响规律。结果表明：在１３００℃、贫化时间５０ｍｉｎ、氯化剂添加量为待贪化炉渣的１１％、焦粉添加量为待贫化炉渣５％的条件下，渣含铜从１．２８５％降至０．２６０％拭验结果还表明，氯化钙的贫化效果优于氯化钠和氯化镁。     

铜钴冶炼渣还原造锍熔炼回收铜和钴

从试验上验证了铜钴硫化矿冶炼新工艺的可行性,并着重研究了新工艺中铜钴冶炼渣还原造锍熔炼阶段还原剂焦炭用量、硫化剂黄铁矿用量、熔炼温度和保温时间对铜钴回收率的影响。结果表明,加入铜钴冶炼渣质量分数6%的焦炭和20%的黄铁矿,在1 350℃熔炼3h,弃渣含铜、钴可分别降至0.12%和0.074%,产品铜钴锍中铜、钴回收率分别达到92.95%和89.95%。贫化渣主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和磁铁矿(Fe3O4),铜钴锍主要物相为硫化亚铁(FeS)、钴铁硫化物(Fe0.92Co0.08S)、吉硫铜矿(Cu8S5)。     

侧吹熔炼铜渣的直流电贫化研究

使用小型交直流矿热电炉对富氧侧吹熔炼工艺产出的水淬铜渣进行贫化研究。结果表明,采用下负直流电贫化60min后渣含铜从0.73%降至0.28%,铜回收率约65%,比交流电提高约10个百分点。在1 160～1 350℃时熔渣温度对铜回收率影响不明显。黄铁矿精矿添加量为渣重10%时,渣含铜可降至0.24%,铜回收率约70%。渣含铜随冰铜品位的增高稍有增大的趋势。     

水钢LF精炼渣及造渣制度规划

精炼渣具有脱硫和净化钢液的作用,在炉外精炼渣中采用精炼渣精炼钢水已成为洁净铜生产重要的技术手段。论文根据钢种的质量要求,以脱硫和铜中夹杂物控制为目标,结合水铜主要生产品种,对LF精炼渣终渣成分和造渣制度进行了规划。在水钢目前生产工艺条件下,焊条焊丝钢精炼终渣成分控制CaO／SiO2=2．0～2．5,Al2O3=10％～15％;含铝冷镦钢CaO／Al2O3=1．6—1．8,SiO2〈8％;高碳硬线铜CaO／SiO2=2．5～3．5,Al2O3〈15％。精炼渣造渣制度均可采用转炉出钢渣洗,并在LF精炼炉补加渣料的方式进行。     

难选含铜黄铁矿选矿工艺研究

为解决含铜黄铁矿氧化率较高、铜硫分离困难问题，采用SB、SJ组合抑制剂和混合捕收剂，优先浮选、粗精矿再磨工艺流程，经扩大连选试验可获得铜精矿品位18．66％、铜回收率79．48％，硫精矿品位41．82％、硫回收率90．46％的选别指标．     

铜炉渣真空热处理的研究

在真空条件下,研究了真空度、温度、处理时间、渣型及添加硫精矿对渣含铜的影响。铜炉渣真空热处理是促使冰铜与炉渣分离极为有效的方法。工业弃渣经真空处理后均能使渣含铜降至处理前的50%左右。真空条件下,温度、处理时间、渣型及添加硫精矿对渣含铜的影响与常压熔炼法得出的结论相似。     

新型贫化剂强化回收渣含铜的研究

为强化铜渣贫化回收渣含铜,设计了一种强化铜渣贫化的还原剂。采用HSC 6.0热力学软件计算对比了新型贫化剂与无烟煤、黄铁矿等常用贫化剂贫化熔炼渣回收铜锍的反应,并以某冶炼厂熔炼渣为原料进行试验并验证了新型贫化剂的强化作用。热力学计算结果表明,新型贫化剂还原铜渣（主要成分为Fe2SiO4和Fe3O4）的效果优于无烟煤和黄铁矿。试验结果表明,采用无烟煤、黄铁矿、新型贫化剂三种还原剂单独贫化回收渣含铜时,铜的回收率分别为30.83%、52.50%、66.67%。新型贫化剂能够强化回收渣含铜,有望为铜渣高效贫化并提高无烟煤等传统化石能源贫化铜渣利用率提供借鉴。     

铜钴多金属硫化矿浮选试验研究

硫化铜钴矿床以铜为主。少部分钴呈类质同象赋存于黄铁矿、毒砂等硫化矿中,大部分分散赋存于硅酸盐矿物中。试验采用抑钴浮铜,优先浮选工艺流程。选用LD作为铜矿物捕收剂,石灰和漂白粉为含钴矿物抑制剂,在碱性介质中浮铜。浮选钴采用硫酸铜作为活化剂,YBJ作为捕收剂,在弱碱性介质中进行。浮选闭路试验取得良好试验效果。最终铜精矿含铜29．07％,铜回收率达到95．78％;硫钴精矿Ⅰ含钴0．31％,回收率20．74％,硫钴精矿Ⅱ含钴0．25％,回收率8．23％。     

云南马关铜钨矿选矿试验研究

云南马关铜钨矿含铜0．197％,含钨0．212％,含硫6．32％。为进行选厂工艺改造及工业生产提供依据,对选矿工艺方案及选别工艺影响因素进行了考察。研究结果表明,采用石灰和水玻璃作抑制剂,硫酸铜作活化剂,丁基黄药和733作捕收剂的优先浮选工艺能够适应矿石性质及生产要求。采用该工艺可以获得铜精矿含铜20．613％,铜回收率82．88％;硫精矿含硫42．63％,硫回收率80．29％;钨精矿含WO,56．58％,钨回收率91．00％的指标。     

刚果民主共和国某铜钴矿尾矿选矿试验研究

对刚果民主共和国某铜钴矿尾矿样品进行的选矿试验研究表明,在样品含铜0．90％、含钴0．06％、铜氧化率为95％、钴氧化率为93．33％的情况下,经过擦洗磨矿后,采用硫化钠作为硫化剂,经过三粗三精一扫的混合浮选,产出含铜13．54％、含钴0．52％的氧化铜精矿,铜回收率达72．51％、钴回收率达47．29％,该工艺具有流程及药剂制度简单、易于实施等优点,适宜于处理同类型尾矿资源。     

从硫精矿中回收铜的浮选工艺试验研究与生产实践

针对硫精矿中含铜高,对硫精矿中铜的回收开展分离浮选试验研究,试验研究结果表明：选用硫化钠脱药,石灰抑制黄铁矿、磁黄铁矿,捕收剂为黄药与丁铵黑药组合,基本实现了铜硫分离,小型闭路试验获得了铜精矿品位10．15％。回收率53．28％的指标。     

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0．037-0．074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS：MnO2摩尔比〉0．5,H2SO4：MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时间2h．在较佳条件下用0．037-0．074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85％以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93％以上的试验指标．实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和FeS2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低．因此,如果需要利用含Mn^2＋浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料入炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂．     

硫化锌精矿加压浸出元素硫的形成机理及硫回收工艺的研究

详细分析了硫化锌精矿中Zn、Fe、Pb、Cu几种硫化物的反应机理．阐述了两段加压浸出湿法炼锌浸出渣中元素硫的回收工艺流程及主要工艺技术指标,着重论述了对浸出渣中硫采用连续回收硫磺工艺生产元素硫应重点关注的特点。加压浸出反应中铁离子在ZnS浸出时起催化作用．磁黄铁矿及铁闪锌矿中铁的溶解对于锌的浸出是必要的,黄铁矿的存在对浸出产生不利影响;含铜硫化物在浸出时被氧化成硫酸盐;方铅矿氧化后最终以铅铁矾的形态入渣;硫大部分在浸出时形成元素硫进入浸出渣中,其余转化成硫酸根进入溶液。浸出渣中硫回收要注意硫磺精矿洗涤、过滤及干燥设备的选型应满足硫磺精矿含水量在15％以下,控制好硫磺精矿熔化时熔融粗硫与硫磺精矿的循环率（体积比）在72～120：1,适当加大粗硫热过滤设备网板间距到150mm等。     

低品位多金属铜钴镍矿的开发与研究

为了给某低品位铜钴镍矿石的合理开发利用提供依据,针对该矿石性质,采用全优先浮选工艺流程。浮铜采用CMC纤维素分散并抑制矿泥、漂白粉抑制钴镍矿物及磁黄铁矿、选择性较好的甲基硫氨酯为铜捕收剂、铜粗精矿再磨等工艺;浮钴镍采用碳酸钠调整矿浆p H值、氟硅酸钠活化钴镍矿物、丁基黄药＋C－125为钴镍矿物捕收剂等工艺实验;实验获得含铜18．32％,铜回收率64．27％的铜精矿;含钴0．577％,含镍1．68％,钴回收率54.35％,镍回收率55．28％的钴精矿。此外,还得到含硫38．68％,硫回收率69．90％的硫精矿。     

硫化铅还原硫酸浸出锌电解阳极泥中二氧化锰的试验研究

对株冶电解锌阳极泥开展了用PbS做还原剂硫酸还原浸出二氧化锰的试验研究,纯PbS矿物样还原浸出试验考察了PbS颗粒细度、PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等因素对锰浸出率的影响,试验结果表明,PbS颗粒越细,其与MnO2接触的表面积就越大,锰浸出速度就越快;PbS与MnO2摩尔比、硫酸与MnO2摩尔比、浸出反应温度、浸出反应时间等对锰的浸出速度有很大影响,在采用0．037～0．074mm的纯PbS条件下,试验获得的最佳浸出条件是PbS：MnO2摩尔比〉0．5,H2SO4：MnO2摩尔比3,浸出反应温度90℃,时问2h。在较佳条件下用0．037-0．074mm纯方铅矿样做还原剂可获得锰浸出率85％以上的试验指标,在同样条件下用实际硫化铅浮选精矿样做还原剂可获得锰浸出率93％以上的试验指标。实际PbS浮选精矿样还原浸出试验表明ZnS和Fes2等其它硫化矿物对二氧化锰存在协同还原浸出作用,协同还原浸出作用造成浸出液含杂升高,浸出渣中铅含量降低。因此,如果需要利用含Mn^2＋浸出液制备高纯的锰产品,同时为了便于浸出渣配料人炉冶炼,宜采用品位较高的PbS浮选精矿样做还原剂。