氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5.85g/t、银含量为22.92g/t、SiO2含量为26.23%。为回收利用该尾渣中的金银,对其进行了氯化挥发焙烧试验。结果表明:尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发;在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0.95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40min时,获得了金、银的氯化挥发率分别为93.21%和61.61%的指标。采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。     

氰化尾渣氯化焙烧工艺研究

针对新疆某冶炼厂氰化尾渣,采用"制球—干燥—氯化焙烧"工艺进行处理提取金、银,并考察了氯化焙烧条件对金属挥发率的影响。研究结果表明,在氯化钙添加量为7%、焙烧温度为1100℃条件下反应60 min,金、银的挥发率分别达到98%和62%,铜、铅、锌的挥发率达到80%以上。焙烧后球团中金和银的含量分别降至0.47 g/t和6.12 g/t。     

难处理金矿焙砂氯化挥发提金试验研究

采用高温氯化挥发法对难处理金矿的焙砂进行提金试验研究,试验考察了氯化温度、氯化时间、氯化剂添加量和干球强度的影响因素。研究结果表明,在氯化温度1150℃、氯化时间1 h、Ca Cl2添加量5%的条件下,金、银的挥发率分别达到98%、60%,而且Si O2、Al2O3、Ca O、Mg O和铁等几乎不挥发,实现金、银等有价元素与脉石分离。根据试验结果,提出一种难处理金矿的焙砂氯化挥发提金新工艺。     

氰化尾渣熔融氯化提金银试验

以氰化尾渣原料,采用熔融氯化工艺提金,研究了氯化钙添加量、氯化时间、氯化钙的添加方式等因素对氯化提金的影响,并对如何降低熔融氯化温度进行了探索。结果表明,CaCl_2添加量为7%,分五次添加,熔融氯化时间为15min。氧化钙添加量为5%,熔融氯化温度为1 450℃。金挥发率为95.69%,渣含金为0.54g/t;银挥发率为77.06%,渣含银为4.20g/t。     

从含银锰精矿中浸出银的试验研究

通过对某银锰精矿的选矿试验研究,确定中温氯化焙烧-氰化浸出作为选矿原则流程.试验结果表明,在氯化焙烧采用中温750℃、焙烧时间30min以及氰化钠用量6kg/t、浸出时间1h的条件下,银的浸出率可达88.54%.     

含铅锌铁锰矿综合利用新工艺研究

针对湖南某含铅锌铁锰矿, 开发了冷固球团-还原挥发-电炉熔分新工艺, 先将矿粉与还原剂及粘结剂混合, 造球后经低温固结, 再送入回转窑还原。矿中铁还原为海绵铁; MnO₂还原为MnO; 同时铅、锌还原成金属态并挥发, 在烟气中氧化并富集到烟尘中; 还原后的金属化球团直接进入电炉, 通过熔分得到生铁和锰渣。实现了含铅锌铁锰矿的综合回收利用。回转窑还原挥发后的金属化球团中铅、锌含量较低, 不会影响电炉炉衬寿命和操作, 回收铅锌的同时省去了铁锰粉矿进电炉前需造块的工序。试验结果表明, 在焦粉加入量为20%, 硅石用量2.5%, 1 390 ℃下熔分90 min, 得到生铁和锰渣, 生铁中铁品位为95.72%, 锰渣中锰品位为31.53%。     

从难选锰银矿尾矿中回收银的研究

锰银矿为银的难选矿物,锰银矿尾矿常含有较高含量的银。本研究通过一系列试验研究,确定先采用螺旋溜槽初步富集,再采用中温氯化焙烧-氰化浸出的方案,银浸出率可达79．29％。     

含金银褐铁矿直接碱性浸出预分离锰银

云南某矿中的银多数以类质同象或微细粒包裹体存在于褐铁矿和铅硬锰矿中,直接采用氰化浸出其浸出率仅为30.26%。为提高银的氰化浸出率,采用直接碱性浸出法对矿物进行锰、银预分离实验,研究了不同反应条件对浸出的影响,以确立最优的工艺流程。结果表明,在浸出液中铵根的浓度为1.5 mol·L^-1、浓氨水为1.5 mL(在浸出液中的浓度为0.0195 mol·L^-1)、还原剂铜丝4 g、液固比为3:1的条件下,常温下反应4 h后,锰的浸出率为47.2%,而银不被浸出,实现了银和锰预分离。经碱浸后的渣再进行氰化浸出,银的氰化浸出率可提升至71.66%。该方法原材料价廉易得、操作简单、环境污染小,可在短时间内较好地实现锰和银的分离回收,具有较高的综合经济价值。     

富锗褐煤干馏过程中锗的配分行为研究

为了研究不同干馏条件下富锗褐煤干馏产物分布及锗在各产物中的配分, 采用逐级化学提取法和SEM-EDX首先测定了褐煤中锗的赋存形态, 又采用钢甑反应器进行了不同热解终温(450~850℃)和保温时间(30 min和300 min)下的褐煤干馏试验。结果表明: 褐煤中锗主要以腐殖质结合态存在(占比93.64%)。影响锗挥发的主要因素是干馏温度, 高温(> 650℃)下锗挥发率受保温时间影响较小。绝大部分(>95%)锗迁移到煤气中, 焦油和热解水中锗回收率极低, 褐煤中的锗可进一步从煤气中分离获取。从锗挥发率并兼顾焦油产率的角度考虑, 较好的干馏条件为终温650℃、保温30 min, 此时锗挥发率为98.29%, 焦油产率为5.13%。另外, 还采用TG-MS研究了干馏煤气主要组分的释放行为, 初步探讨了煤气还原性组分与锗挥发率的关系。结果表明: 干馏煤气的还原性组分(CO、H₂和H₂S)体积浓度与锗挥发率存在明显的正相关性, 煤气还原性越强, 锗挥发率越高, 但高温(850℃)下可能发生过还原反应, 造成锗挥发率的降低。      

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。     

高磷菱锰矿焙烧-氨浸实验研究

采用焙烧-氨浸工艺对重庆城口地区的高磷菱锰矿进行脱磷提锰研究,在热力学分析的基础上,考察了焙烧温度、焙烧时间对高磷菱锰矿分解率、活性以及锰浸出率的影响,并综合分析它们的交互作用,得到最佳焙烧工艺条件为:焙烧温度650℃,焙烧时间100 min。所得焙砂用16 mol/L氨水常温浸出60 min,锰浸出率为73.89%;浸出液蒸发后得到的MnCO₃产品中锰品位43.51%、磷含量0.012%。     

高硅锌精矿焙烧过程中硅的控制及热平衡计算

针对高硅锌精矿焙烧过程中焙砂可溶硅高、沸腾炉易结块、浸出固液分离困难等问题,论文以现场生产焙烧工艺参数为基础,研究了低温和高温焙烧对焙砂中可溶硅含量的影响,并基于MatCal软件对沸腾炉焙烧工艺进行热平衡计算。结果表明:在焙烧条件基本相同的情况下,随着硫化锌精矿焙烧温度的增加,焙砂中的可溶硅也增加。当焙砂中可溶硅高于3.18%会出现浓密机上清液跑混、低浸浓密底流矿浆过滤困难、净液中除杂钴偏高等问题。经MatCal模拟计算后,理论消耗空气50361.328Nm3/h,低温焙烧的平均风量47102.8m3/h,高温焙烧平均风量48005.7m3/h,实际的焙烧中平均风量偏低,需要增加沸腾炉的风料比。     

提高黄钾铁矾法炼锌中银回收率的探讨

本文分析了银在焙烧、浸出和沉矾过程中的行为。铁矶渣中95%的银来自沉矾中和剂焙烧料。采用低污染黄钾铁矾法是提高银回收率的有效途径。     

氯化挥发综合回收炉渣中金、银等有色金属的工艺研究

采用氯化挥发工艺综合回收炉渣中的有价金属,考察了配料、炉内气氛、焙烧温度和焙烧时间对有价金属挥发率的影响。结果表明,添加10%氯化钙,通风状态下950℃焙烧4h,金的挥发率高达95.84%,铅的挥发率可达92.83%,银的挥发率也可达80.07%,其它金属挥发率均在70%以上。该工艺具有易操作、低成本、综合回收率高等优点。     

刚果(金)某硫化铜钴精矿沸腾焙烧试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿选矿所得硫化铜钴精矿进行了沸腾焙烧试验研究。研究表明, 在焙烧温度620 ℃、空气线速度043 m/s、风矿比3.33 m3/kg的条件下, 硫化铜钴精矿焙烧效果较好。焙砂和焙烧烟尘酸浸试验结果进一步验证了最佳焙烧条件, 焙砂铜、钴、铁浸出率分别为96.43%, 87.06%和10.89%, 焙烧烟尘铜、钴、铁浸出率分别为96.32%, 84.02%和17.12%。试验研究结果为该类型铜钴矿选冶联合工艺选择及后期工业化应用提供了实验数据与技术支持。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

难选褐铁矿氯化离析焙烧-磁选研究

针对某难选高铝硅褐铁矿, 开展了氯化离析焙烧-磁选工艺试验研究, 探讨了氯化剂用量、焙烧温度、焙烧时间、磨矿粒度、磁场强度等工艺参数对选矿指标的影响。结果表明: 在氯化剂用量为10%、还原剂用量为20%、焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为60 min、磨矿粒度为-0.038 mm粒级占97%、磁场强度为133.33 kA/m条件下, 可获得全铁含量70.41%、回收率75.72%、Al₂O₃含量4.26%、SiO₂含量7.89%的H65Ⅱ类铁精矿。     

高价态难溶锰资源回转窑还原焙烧技术研究

由于高价锰（MnO₂）资源具有难以酸浸，而低价锰（MnO）资源容易酸浸的特点，研究了回转窑还原焙烧技术应用于各类高价态难溶锰矿资源的可行性。试验结果表明，回转窑的动态焙烧试验工艺条件与静态焙烧试验的工艺条件基本一致，回转窑动态焙烧试验在焙烧温度为800 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，国产低品位锰矿石、电解锰阳极泥锰浸出率分别为94.13%和99.59%；在焙烧温度为950 ℃，焙烧时间为60 min，还原剂用量为15%的条件下，进口高品位锰矿石锰浸出率为96.59%。表明回转窑还原焙烧工艺适于处理不同种类的高价态锰资源。