高铅粗铜火法精炼脱铅技术探讨

针对PS转炉吹炼所产粗铜铅含量高、杂质复杂的问题,在采用金相显微镜和扫描电子显微镜-能谱(SEM-EDS)分析手段分析铅在粗铜中的赋存状态的基础上,采用火法精炼技术脱除高铅粗铜中的铅,对比分析了碱性脱杂剂(含钠钙的高活性碳酸盐)和酸性脱杂剂(含二氧化硅和5%的硼酸钠)对精炼铜品质和铅、砷、锑、铋等杂质脱除的影响。结果表明：PS转炉吹炼所产粗铜中的铅主要以砷锑酸铅(Pb3[(As,Sb)O4]2)形式存在,As与Sb以类质同象相互取代;采用碱性脱杂剂脱铅时的杂质脱除率明显高于采用酸性脱杂剂的,所得精炼铜的杂质含量低;添加粗铜质量0.7%的碱性脱杂剂,在1 210～1 230 ℃、空气流量1.33～1.80 L/min的条件搅动熔体14 min,即可将粗铜中的铅从0.089%降到0.014%,铅、砷、锑、铋杂质的脱除率可分别达到83.93%、96.17%、96.64%、92.80%。研究结果可为粗铜精炼提供参考。     

粗铜中砷、锑的脱除方法简述

随着低品位铜矿石的大量应用,再加上废杂铜等二次铜资源被大量应用于冶炼,使粗铜中的砷和锑的含量增高。以前作为主要除砷和锑手段的电解工序已经不能满足工厂的要求。近年以来在火法精炼阶段除砷和锑的研究越来越引起人们的兴趣和关注。     

铜电解精炼液净化脱砷新工艺

电解精炼铜过程中,粗铜中的砷不可避免地溶解到电解液中,进而影响精炼铜效率.由于铜精炼电解液是酸性体系,常用的萃取法和化学沉淀法很难在该环境中取得理想效果.现有电解精炼厂大多选用电沉积法,以牺牲电耗的方式降低电解液中的砷浓度,然而这种方式能耗大、沉积效率低.通过模拟现有电沉积脱砷工艺,发现当铜电解精炼液中铜浓度降至10 ...     

粗铜火法精炼脱硫机理及实践

传统的粗铜火法精炼的理论及其实践均强调:须进行深氧化作业,使铜熔体中氧化亚铜达到或接近饱和浓度,才能迅速而有效地脱除杂质。本文的理论分析及其生产实践表明,深氧化作业是不可取     

粗铅加氧精炼除砷锑锡

在工业实验的基础上,提出了一个粗铅火法精炼的全新流程。经除铜后的粗铅,采用加氧和压缩空气并用时加入适量氢氧化钠的方法在普通熔铅锅中脱除杂质砷、锑、锡。温度为600～650℃。杂质的脱除十分有效,且作业时间短。研究将就有关的理论、实验结果进行详细论述。本文着重介绍加氧精炼脱除杂质砷锑锡的情况。     

废杂铜的再生火法精炼工艺探讨

简述了利用废杂铜预处理后火法精炼生产阳极板的工艺方法、应注意的几个问题以及取得的成效,同时,介绍了废杂铜火法精炼中杂质的走向和回收.     

高镍粗铜精炼综合回收镍的途径

本文通过热力学分析，得出高镍粗钢火法精炼过程中“调铜保镍”的技术措施，可使阳极中金属态保留的镍达1．58％，结合生产实践分析总结了高镍粗铜阳极电解过程中独特的技术工艺条件的选择与控制，为在电解液净化中有效地综合回收镍创造了条件。     

高砷铅阳极泥预处理工艺述评

评述高砷铅阳极泥的预处理工艺流程及砷产品的开发现状。简要介绍高砷铅阳极泥预处理的传统火法工艺、湿法工艺及火法－湿法联合工艺等脱砷流程，并讨论主要工艺流程的优缺点。分析砷产品开发与应用的现状及未来的发展趋势。     

有色冶炼二次含砷物料碱法脱砷工艺现状

分析了典型二次含砷物料化学成分特点,概括了当前有色冶炼工业中产生的二次含砷物料碱法脱砷工艺及原理,主要包括湿法脱砷工艺和火法—湿法联合脱砷工艺。其中,碱法脱砷工艺常用NaOH单碱浸出、NaOH-Na_2S混合碱浸出和NaOH+Na_2S混合碱两段浸出三种体系,并采用双氧水、加压、曝气、微波、球磨等氧化手段强化砷的浸出;火法—湿法联合脱砷工艺主要有低温碱性熔炼—水浸、焙烧预氧化—碱性浸出以及低温碱性焙烧—热水浸出工艺,低温碱性焙烧—热水浸出工艺选择性脱砷效果好,物料普适性广。最后,结合现有研究指出了碱法脱砷工艺存在的问题及二次含砷物料无害化、资源化研究方向。     

高砷铅阳极泥预处理工艺述评

评述高砷铅阳极泥的预处理工艺流程及砷产品的开发现状.简要介绍高砷铅阳极泥预处理的传统火法工艺、湿法工艺及火法-湿法联合工艺等脱砷流程,并讨论主要工艺流程的优缺点.分析砷产品开发与应用的现状及未来的发展趋势.     

关于阜康铜渣冶炼工艺的研究和选择

我国独立开发的镍精炼新工艺已在新疆实际应用。经阜康冶炼厂选择性浸出提取后,金属化高冰镍原料中大量铜及贵金属进入了铜渣。在完成了阜康铜渣吹炼粗铜的试验研究任务之后,北京矿冶研究总院又制订了铜渣"焙烧—浸出—电解"方案,并进行了验证试验。证实了该工艺具有铜回收率高、浸出液较为纯净可直接电解、镍能综合回收、浸出渣率低和贵金属富集比高等特点。结合公司和阜康实际,最终推荐了焙烧、浸出方案。该方案已被新疆有关部门采纳,于1999年建成了国内能力最大的采用溶液电积工艺生产电解铜的车间(5000t电解铜/a),投产后经济效益显著。     

炼铜转炉炉况动态预报系统的开发及应用

以传统的物料平衡和热量平衡为基础 ,对炼铜转炉中最新的 30 0炉历史数据进行动态仿真 ,计算出吹炼过程中每隔 1min的熔体主要元素组成和熔体温度 ,然后对之进行四次曲线拟合 ,将拟合出的系数作为人工神经网络的输出 ,优化模块中优化出的操作参数和部分原始数据作为神经网络的输入 ,经过训练 ,使之能模拟吹炼过程中的炉况变化 ,达到炉况监控的目的。可以通过不断增加样本数 ,使网络进行自学习 ,并组合成为炼铜转炉炉况实时预报系统。该系统成功地应用于某厂的炼铜转炉中 ,2 0 0 0年 6～ 10月经过四个多月的试运行 ,炉况实时预报系统使操作人员按系统的预报值指挥生产 ,各项生产指标显著提高 ,粗铜产量提高 6 0 % ,冷料处理量提高 8% ,平均炉寿从原来的 2 13炉至少提高到 2 35炉 ,并为炼铜转炉实现在线控制提供了新思路     

大冶铜录山低品位氧化铜矿石预处理-磨矿浮选的研究

铜录山建矿近40午，由于低品位（含CU＜1％）氧化铜矿石选矿难题未解决，致使大量矿石堆存或废弃．本研究采用原矿预处理-磨矿浮选工艺流程，硫化钠、改性黄药（KD4）与复合油（W-2号）联用，从含0．96％CU（钢氧化率98％，结合铜占有率28％），0．75g／t　AU（包裹金占23％）的矿石中浮选出优质钢精矿，品位33．15％CU，24.96g／tAU，对原矿的铜回收率64.53％，金回收率63．11％，并为进一步从铜尾矿综合回收钱精矿创造良好条件．     

应用新型组合药剂提高铜、硫选别指标的研究

某矿生产的铜硫矿石类型较复杂 ,矿石性质变化较大。采用单一药剂选别 ,难以适应矿石性质的变化 ,选矿药剂用量较大 ,选别指标难以提高。对其浮选药剂制度进行了系统试验研究 ,并研制开发了以新型浮选增效剂TF 3为核心的新药剂。结果表明 ,TF 3新型浮选增效剂能显著促进铜、硫矿物的浮选 ,降低选矿成本 ,提高铜、硫浮选指标。据初步估算 ,每年可为选厂增加经济效益 387.2万元以上。     

铜冶炼烟尘处理技术现状

烟尘是铜冶炼过程中产出的典型危废,具有砷及有价金属含量高的特点,运输及处理过程中极易造成对环境的污染,目前企业对烟尘的处理日益重视。国内外针对烟尘处理开展了大量研究工作,大致分为火法和湿法两大类,火法主要是将砷以As2O3形式挥发脱除,焙砂经浸出回收铜锌等;湿法根据反应介质的不同可分为硫酸、盐酸和碱性体系三种。目前工业生产中多采用硫酸浸出—鼓风炉工艺进行处理,溶液中砷以砷酸铁形式沉淀。由于各企业烟尘性质存在一定的差别,也造成处理工艺的多样性。     

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

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。     

白烟灰浸出液砷与锌的分离与回收

对硫化法共沉淀浸出液中的锌和砷的工艺进行了研究,在优化条件下,锌和砷的沉淀率分别为100%和99%;进一步研究了加铁盐氧化脱砷并分离锌和砷,分别得到砷酸铁及硫化锌产品。浸出液用氢氧化钠调节pH可分离出90%以上的砷,再加入硫化物可将锌沉淀完全。而采用氢氧化钙调节pH为1左右,加入硫酸铁,可将95%以上砷分离。再调节脱砷液pH为4以上,控制Na2S/Zn摩尔比为1.5,可将Zn2+沉淀完全。在沉锌后的滤液中未检测出砷。     

铜精炼过程能耗模糊自适应变权重组合预测模型及其应用

基于已有的铜精炼过程的能耗数据,引入了各预测方法的预测相对误差、预测对象的变化趋势、灰色基本权重和自适应调节系数等概念,建立了铜精炼过程的能耗模糊自适应变权重组合预测模型。结果表明,此模糊自适应变权重组合预测模型的精度较高,并且平均误差和预测平方根误差均较小。该组合预测模型为铜精炼过程的能源需求决策提供了有力支持。     

On-site gold refining of cyanide liquors by solvent extraction

Gold producers are currently being forced to cut costs, to increase plant throughput or to selectively mine out higher-grade areas. Another approach is to produce a value-added product, such as 99.99% gold, currently being produced at some minesites via a chloride re-leach route. There may be an opportunity for the refining of gold directly from cyanide liquors such as eluates and intensive leachates of gravity concentrates. While previous work with solvent extractants has focused on the recovery of gold from leach liquors as a replacement for carbon-in-pulp processing, the present work presents an alternative idea, the notion of on-site refining of gold with no re-leaching step.The current work indicates that it is possible to produce gold of 99.99% purity or higher by direct SX from a cyanide eluate type solution containing high copper tenors (about 200 mg/l Au, 140 mg/l Cu and 2 mg/l Ag). Excellent selectivity can be achieved in the extraction stage for gold over copper and silver. The small amount of co-extracted silver and copper can easily be scrubbed from the gold-loaded organic phase, which is subsequently easily stripped. The gold may then be recovered by electrowinning or reduction.Other work on a mixed-metal intensive cyanide leachate type solution (700 ppm Au, 400 ppm Ag, 200 ppm Cu, 150 ppm Ni, Fe, and Zn) has shown that the process is very selective against base metals such as Ni, Co, Fe and Zn, and that loadings as high as 5000 mg/l gold can be obtained on the organic.This process may well be suited to gold plants at remote sites, or where high copper or silver levels are present. There are several possible advantages over both electrowinning/smelting or chloride re-leach/SX routes, including costs, occupational health and safety (OH&S) and recovery of by-products.