黄铁矿烧渣氯化法回收有价金属

黄铁矿制酸烧渣含金、银、铜、铅和锌等有价金属,通过焙烧深度脱硫,焙砂细磨,氯化浸出,回收其中的金、银、铜、铅和锌.确定最佳焙烧时间和温度,浸出时间、温度、液固比、氯离子浓度、磨矿粒度等,并进行浸出渣再浸,以及浸出液多方案回收金银等的研究.结果表明,氯化浸出金属回收率高,废水经处理后能达标排放.     

氯化焙烧回收河南某黄金冶炼渣中的有价金属

黄金冶炼渣中含有大量的Au、Ag、Cu、Pb、Zn等有价金属,对其进行回收利用不仅可以减轻由尾渣堆存造成的环境污染,还能创造经济效益。为给河南某黄金冶炼渣中有价金属的回收利用提供依据,对该渣进行了高温氯化焙烧工艺优化试验。结果表明：冶炼渣在CaCl2加入量为7%、焙烧温度为1 100 ℃、焙烧时间为60 min条件下进行氯化焙烧,可以获得Au、Ag、Cu、Pb、Zn挥发率分别为96.01%、81.69%、86.57%、99.67%、99.07%的指标,实现了有价金属的综合回收。     

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。     

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。     

氰化尾渣综合利用研究

采用一步氯化挥发法处理氰化提金后的尾渣,考察了工艺配方、焙烧温度、焙烧时间及气氛等因素对脱铜、脱砷效果的影响.结果表明:采用一步氯化挥发法脱除铜砷的效果良好,适当配比制球,在焙烧温度1160℃的条件下,尾渣中的铜砷脱除率达到90%以上,并可通过冷凝收尘回收铅、锌、银等有价金属.烧渣中铁的品位达到64%以上,可作为优良的炼铁原料.     

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。     

熔融氯化法处理难处理金矿

论述了采用熔融氯化法处理难处理金矿的研究,该方法发展自氯化法,又融合了造锍熔炼技术,能彻底打开硫化物甚至脉石对微细粒嵌布金的包裹。本文分别探究了熔融氯化温度、氯化时间、氯化剂种类及添加量对氯化挥发效果的影响。结果表明,在温度为1250℃、氯化时间为2 h、采用Ca Cl2作氯化剂、添加量为8%时,金的挥发率能达到99.64%,渣含金可降至0.16 g/t,其它金属也有很高的挥发率。     

碱式还原熔炼法高效回收黑铜泥中的铜

本研究采用碱式还原熔炼法高效分离回收黑铜泥中铜资源,并对其中铜、砷物相的迁移转化行为规律进行了探究。结果表明,碱式熔炼过程中碳酸钠不仅可以降低熔渣粘度,提高粗铜相和渣相的分离效率,并使黑铜泥中As2O3与As2O5碱化形成NaAsO2和Na3AsO4,减弱砷氧化物向单质砷的还原转化,继而减少粗铜中砷含量。过程中增加碳酸钠添加量、提高熔炼温度、延长保温时间可提高黑铜泥中铜回收率,并有利于降低粗铜中砷含量,然焦炭过多时,黑铜泥中CuSO4易过还原为CuS,其夹带进入渣中,造成铜损失。反应条件为焦炭添加量为3.5%、熔炼温度1400℃、碳酸钠添加量为57%和保温时间150 min时,黑铜泥中铜回收率可达94.15%,所得粗铜中铜含量为96.51%,砷含量为2.86%,研究实现了黑铜泥中铜的高效分离回收。     

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。     

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。     

氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁

为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。     

从铅冰铜中高效选择性提取铜的工艺研究

采用高温高压纯氧氧化法选择性提取铅冰铜中铜, 研究了硫酸用量、浸出温度、反应时间、液固比、氧气压力、搅拌速度以及分散剂木质素用量对铜浸出率的影响及对浸出液中铁含量的影响。铅冰铜经氧压浸出后进行液固分离, 铅冰铜中的铜进入液相中, 绝大部分铁以赤铁矿的形式与铅、银、金等有价金属一起进入渣相中; 浸出后的硫酸铜溶液经调酸后直接进行旋流电解可得到合格的阴极铜产品, 浸出渣返回铅冶炼系统综合回收铅、银、金等有价元素。高温氧压浸出铅冰铜, 铜浸出率可达93.5%, 阴极铜产品质量达到99.975%, 有效实现了铅冰铜中铜的选择性提取。     

锌系统沉铁渣综合回收工艺优化研究

对侧吹烟化炉中处理锌系统沉铁渣时粉煤用量、Fe₂O₃/SiO₂比、CaO/SiO₂比、反应温度、反应时间对熔炼过程的影响进行了研究, 确定了最优工艺技术参数。结果表明, 在m_粉煤/m_渣样=1/2.8, CaO/SiO₂=0.75, Fe₂O₃/SiO₂>1, 烟化温度1 250 ℃, 烟化时间1 h条件下获得铅锌挥发率均大于96%。     

从冶锌酸浸渣中回收铅、锌的工艺研究

采用高酸氯盐浸出-分离-纯化工艺回收保靖某厂冶锌酸浸渣中的铅、锌并制备PbCl₂、ZnO, 条件试验研究得出最佳条件如下: 第一段浸出中氯化钙用量为渣量的1/5、液固比6∶1、盐酸浓度2 mol/L、反应温度90 ℃、反应时间1 h, 并在此条件下, 上清液返回原渣中回浸一次后, 补加1/10渣量的氯化钙和1/60溶液体积的浓盐酸作为浸出液循环使用; 第二段采用氯化钠溶液纯化PbCl2; 第三段采用分段中和法分离铁锌, 并加入碳酸钠处理废水。原料扩大10倍验证工艺流程试验, 所得产品氯化铅和氧化锌的纯度分别为99.5%和87.6%, 其中氯化铅产品纯度达到了试剂化学纯的要求, 铅和锌的总收率分别为63.7%和72.5%。     

含铅固废还原固硫混合熔炼工艺研究

为解决湿法炼锌渣和废铅酸蓄电池铅膏等含铅固废难以经济有效回收利用的难题, 提出了一种含铅固废还原固硫混合熔炼新工艺。采用单因素试验分别考查了还原剂配比、碳酸钠配比、设定铁硅比FeO/SiO₂和钙硅比CaO/SiO₂等因素对熔炼效果的影响, 获得的最佳工艺条件为: 还原剂配比10%、Na₂CO₃用量4%、设定铁硅比1.4、钙硅比0.5, 在此条件下, 铅平均直收率为91.98%、渣含铅0.68%、锍含铅4.33%, 综合固硫率82.47%。该工艺流程短、清洁高效, 可实现一步炼铅和固硫熔炼。     

硫化铜精矿氧化焙砂还原熔炼研究

对高品位硫化铜精矿氧化沸腾焙砂进行了还原熔炼实验研究, 首先将硫化铜精矿在沸腾炉中进行氧化焙烧, 然后将焙砂在添加炭质还原剂及石英、氧化钙等条件下进行还原熔炼。实验结果表明, 该硫化铜精矿在850 ℃, 氧化焙烧2 h得到的氧化焙砂, 在1 350 ℃下还原熔炼20 min可得到熔炼产品粗铜, 自熔渣熔炼时, 粗铜品位为88%~95%, 铜直收率为96%~98%; 加石英熔炼时, 粗铜品位为95%左右, 铜直收率为97%左右; 加CaO熔炼时, CaO 4%~9%, 粗铜品位为95%~97%, 铜直收率为93%~96%。     

炼铅氧气底吹炉烟灰浸出液中脱除砷铜研究

为除去炼铅氧气底吹炉烟灰浸出液中的砷和铜, 采用水浸出炼铅氧气底吹炉烟灰、氧化-共沉淀法对浸出液进行除砷、铜, 考察了pH值、H₂O₂用量、聚合硫酸铁用量、反应时间对金属脱除率的影响。试验结果表明, 在100 mL二次浸出液中加入30%的H₂O₂溶液3 mL, 氧化5 min; 再加入10%聚合硫酸铁溶液2.5 mL, 反应5 min; 加1 mol/L NaOH调整溶液pH=6.0, 反应60 min, 除杂效果最好, 砷、铜脱除率分别达99.99%、99.17%。     

焙烧对高砷白烟灰中铜浸出率的影响及其热力学分析

将火法炼铜所得含砷高达22%的难溶性白烟灰进行氧化焙烧处理, 然后用稀酸对铜进行浸出试验, 考察了焙烧时间和焙烧温度对铜浸出率的影响, 并对其热力学性质进行了分析。试验结果表明, 用2 mol/L的H₂SO₄以4∶1的液固比对白烟灰直接浸出, 铜的浸出率为45%;在焙烧温度500 ℃以上焙烧1 h, 用1 mol/L的H₂SO₄在相同条件下浸出, 可以使白烟灰中铜的浸出率达到98%, 同时, 可回收白烟灰中95%以上的三氧化二砷。对相关氧化反应的热力学数据进行分析计算表明, 焙烧后铜的化合物变成了易浸出的氧化物或硫酸盐, 因而浸出率提高。