以精炼铋烟尘为原料冶炼锑工艺

以含砷精炼铋烟尘为原料, 采用盐酸浸出-水解-转化-还原熔炼工艺冶炼锑, 消除了其危害性并使其得到资源化。当固液比为1∶3, 反应时间为4 h, 反应温度为80 ℃, 盐酸用量为1.2倍理论量时, 盐酸浸出精炼铋烟尘, 锑浸出率可达99.5%。盐酸浸出液在稀释比为10∶1, 水解温度为25 ℃时, 水解1 h, 得到氯氧锑。氯氧锑在固液比为1∶1.6, 反应温度为25 ℃, 反应时间为1 h, 氨水用量为1.2倍理论用量时, 转化得到纯度为90.76%的三氧化二锑。实验探讨了三氧化二锑还原熔炼过程中温度、反应时间、还原剂无烟煤用量、熔剂碳酸钠用量对锑直收率的影响。当反应温度为1 100 ℃, 反应时间为45 min, 还原剂无烟煤用量和熔剂碳酸钠用量分别相当于三氧化二锑质量的4.9%和4.32%时, 还原熔炼所得金属锑含量为99.04%, 锑直收率达到93.2%。     

氧化协同浸出复杂铜碲铋渣中的碲及有价金属

以铜、铅阳极泥火法处理产生的铜碲铋渣为原料,采用中性浸出-氧化协同浸出-草酸沉铜-水解沉铋-亚硫酸钠还原碲工艺分离回收铜碲铋渣中的碲及有价金属。研究了硫酸浓度、双氧水用量、NaCl浓度、浸出时间、浸出温度、液固比对协同浸出铜、碲、铋浸出率的影响,草酸过量系数对沉铜效果的影响,终点pH值对铋沉淀率的影响以及Cl-浓度对碲还原率的影响。结果表明: 在硫酸浓度4 mol/L、双氧水用量0.6 mL/g、NaCl浓度2.5 mol/L、浸出时间1 h、浸出温度80 ℃、液固比3 mL/g时,铜、碲、铋浸出率分别达到98.2%、90.1%和99.3%; 草酸用量为理论量的1倍时,沉铜率达99.2%; 在终点pH=2时,铋沉淀率达97.72%; Cl-浓度0.8 mol/L,碲还原率达95.6%。铜以草酸铜形式回收,铋以氯氧铋形式回收,碲以碲粉形式回收。     

从砷锑烟尘中回收锑的试验研究

采用氯化—水解法从砷锑烟尘制取三氧化二锑,在砷锑烟尘经酸浸脱砷工序后,分别考察了水解时间、水解温度、稀释比对锑水解的影响和稀释比、氨水过量系数、反应时间及反应温度对氯氧锑脱氯的影响。结果表明,在稀释比为6∶1、温度为25℃和水解时间为1.5 h条件下水解,及在液固比为1.5∶1、反应温度为25℃、水解时间为0.5 h和氨水过量系数为1.5条件下脱氯,最后可得到砷锑烟尘中锑的回收率达到80.99%。     

从砷锑烟尘中回收锑的实验研究

采用氯化—水解法从砷锑烟尘制取三氧化二锑,在砷锑烟尘经酸浸脱砷工序后,分别考察了水解时间、水解温度、稀释比对锑水解的影响和稀释比、氨水过量系数、反应时间及反应温度对氯氧锑脱氯的影响。结果表明,在稀释比为6∶1、温度为25℃和水解时间为1.5 h条件下水解,及在液固比为1.5∶1、反应温度为25℃、水解时间为0.5 h和氨水过量系数为1.5条件下脱氯,最后可得到砷锑烟尘中锑的回收率达到80.99%。     

盐酸—三氯化铁选择性浸出含铋铜精矿分离铜铋

采用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,浸出液水解沉淀制备氯氧铋产品,水解后液可通过硫化沉淀回收其中的铜。结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,每公斤矿所属FeCl_3·6H_2O量为320g,液固比3∶1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,符合行业标准。浸出液经中和水解可得到含铋大于65%的氯氧铋产品。     

某铅锌冶炼厂铅阳极泥湿法预处理新工艺

铅阳极泥经过自然堆放氧化后,在硫酸介质中控电位氧化氯化浸出,能有效地实现贵金属与其他元素的分离。浸出液经过冷却结晶,析出部分砷,其他有价元素留在溶液中。后通过控电位还原沉碲,碲的回收率为96.52%。将沉碲后液依次进行水解沉锑、铁粉还原沉铋铜,锑、铋、砷的回收率均大于91%。工艺流程简单,无废气产生,中间产物渣不产生堆放污染,可直接进入原有火法系统进一步精炼回收有价金属,终端还原后液可循环使用。     

铅阳极泥湿法预处理综合回收新工艺

研究铅阳极泥湿法预处理综合回收新工艺：铅阳极泥经过自然堆放氧化后,在硫酸介质中控电位氧化氯化浸出,能有效地实现贵金属与非贵金属的分离。浸出液经过冷却结晶,析出部分砷,其他有价元素留在溶液中。后通过控电位的方法还原沉碲,碲的回收率为96.52%。将沉碲后液依次进行水解沉锑、铁粉还原沉铋铜,锑、铋、砷的回收率均大于91%。该工艺流程简单,无废气产生,中间产物渣不产生堆放污染,可直接进入株冶原有火法系统进一步精炼回收有价金属,终端还原后液可循环使用。     

分银渣中有价金属高效回收利用

以锡、铅及砷含量较高的分银渣为原料, 研究了高效回收锡、铅、砷、锑等有价金属的工艺流程。采用分银渣制团-高温脱砷锑-还原熔炼-硅氟酸电解工艺, 考察了还原剂种类、还原剂加入量以及MeS加入量对高温脱砷锑过程的影响, 结果表明: 当还原剂R1加入量为8.8%, MeS加入量为2.4%时, 高温处理团矿后锡回收率达到87.64%, 脱砷锑效果好。经硅氟酸电解, 锡、铅以铅锡焊料形式回收, 锑以锑氧形式脱除, 银、铋等富集进入阳极泥。     

典型含锑物料的湿法分离锑研究

随着锑资源的不断枯竭,锑作为国家宝贵的战略资源,锑的回收处理必须得到重视,含锑物料的高效利用是当前的首要,而处理含锑物料的关键就是将锑或其化合物从物料中提出来。本文针对几种典型的含锑物料,分别介绍了湿法分离提取锑的方法。将大量科研人员的成果进行综述,总结出含锑物料的浸出一般是碱性浸出为主,碱性条件下锑容易发生氧化反应,常结合氧化剂将Sb3+氧化成Sb5+,并指出加压能够提高锑的浸出率,在碱性溶液中加入Na2S,锑将生成焦锑酸钠沉淀达到回收锑的目的。通过各种含锑物料的分离提取锑的方法,总结出湿法处理含提物料具有锑回收率高,锑与其它物质易分离,对环境较友好,成本低廉,设备要求不高。含锑物料常伴有其他有价金属:砷、铋、铅、金、银、铜、铁等,这些金属以浸出渣或浸出液得到回收,不仅能达到的锑的回收,同时将其他有价金属综合回收利用。含锑物料的湿法处理将会逐步取代火法,湿法处理含锑物料越来越受到重视。     

沉淀法回收氧化酸浸—络合法浸出液中的锑和铜

广西河池某冶炼厂氧化酸浸—络合法浸出获得的含锑、铜浸出液中锑、铜含量分别为538.51 mg/L、395.91 mg/L。对该浸出液进行水解沉淀法回收锑,沉锑残液Na2S沉淀法回收铜的试验研究,结果表明:在搅拌强度为150 r/min、反应温度为56℃、反应时间为20 min、反应终了pH=3.15条件下水解沉锑,可获得锑品位、沉淀率分别为10.35%、98.23%的沉锑产品;沉锑残液在Na2S添加量为2.5 g/L、搅拌强度为150 r/min、反应温度为50℃条件下反应10 min,反应完全后静置20 min进行过滤,可获得铜品位、沉淀率分别为36.92%、98.38%的沉铜产品。试验结果证明分步沉淀法是回收该浸出液中锑、铜的有效方法。     

氧化锑矿浮选工艺优化试验研究

氧化锑矿的高效分选一直是选矿领域的世界性难题,为了提高氧化锑矿的浮选回收效率,进行单矿物试验对氧化锑矿浮选的药剂进行优化,主要开展了捕收剂、活化剂和抑制剂种类条件优化试验。通过优化,实现了氧化锑矿的高效浮选回收,同时减小了氧化锑精矿中铅的含量。试验研究结果表明,采用EF105作为捕收剂,以硝酸铅和硫酸铜的组合作为活化剂,可有效提高氧化锑矿的浮选回收率;以改性水玻璃-302作为脉石抑制剂,可有效抑制脉石的上浮。在单矿物浮选试验基础上,开展了氧化锑实际矿物的浮选试验,在优化的最佳药剂条件下,采用一粗两扫三精的浮选试验流程,获得了锑品位为22.31%,锑回收率为65.43%的锑精矿,与优化前的浮选工艺相比,锑的品位和回收率明显提高。     

Sb高效富集与As转化稳定化的砷碱渣清洁利用新技术工业试验

为了实现锑冶炼砷碱渣的清洁利用及无害化处置,设计了球磨浸出—重选收锑—废碱喷淋—氧化沉砷—砷稳定固化的砷碱渣清洁利用新工艺。结果表明:常温下液固比为4:1时,砷碱渣经球磨后水浸,球磨和浸出时间分别20 min和40 min,As浸出率为96.78%,碱浸出率为97.35%,实现Sb、As和碱高效分离;为提取回收浸出渣中锑资源,通过摇床高效富集回收Sb,回收率为40%~50%,且精矿中As < 1%,Sb≥10%,可通过冶炼系统回收;基于酸碱中和原理,浸出液（高砷废碱）进入锑冶炼中烟气脱硫喷淋系统与烟气中SO₂发生反应,烟气中SO₂和As含量达到排放标准,实现浸出碱液和烟气SO₂协同治理目的;向高砷废水加入H₂O₂对砷进行氧化,再加入脱砷剂（生物制剂）与砷发生沉淀反应而脱除,经两段脱砷后,废水中As含量降低至150 mg/m3, 脱砷效率分别为88.4%和92.5%;产生的脱砷渣采用铁盐稳定剂处理,在添加质量比为9%时固化体As毒性浸出浓度从348.67 mg/L降至0.65 mg/L,达到危险废物填埋场入场标准。工业扩大试验结果表明,新工艺可达到以废治废、清洁利用砷碱渣目的。      

复杂锑铅精矿矿浆电解研究

以“矿浆电解法”为基础 ,结合广西难处理复杂锑铅矿的铅锑分离难题 ,用矿浆电解法对复杂锑铅矿的处理进行了研究。研究证实 ,采用矿浆电解法处理复杂锑铅矿 ,可以实现锑、铅的一步分离和锑的一步提取 ,在阴极可以直接得到金属梯板 ,锑的浸出率大于 98%。铅以PbCl2 的形态沉淀入渣 ,经碳铵转化 -脱硫 ,可以得到含铅大于 45 %、含硫小于 15 %的铅精矿和单质硫产品 ,铅的总回收率大于95 % ,银的总回收率大于 80 %。     

低品位混合锑矿渣选矿工业探索试验

处理难选低品位混合锑矿渣,采用浮选-重选联合工艺,通过锑硫分离锑精矿品位可达到16％～30％,浮选尾矿重选效果比较好,重选回收率基本上可以达到50％以上,有效地提高了低品位混合锑矿渣精矿品位和选矿回收率.     

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO₂和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题, 以柿竹园铋精矿为原料, 提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺, 研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g_铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160 ℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下, 铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%, 铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣, 实现了铜、硫与铋的高效分离。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

Copper and nickel recovery from acidic polymetallic aqueous solutions

Acidic polymetallic wastewaters are generated during the pyrometallurgical treatment of chalcopyrite for the production of primary copper. The most important wastewater streams originate from the copper refining and the electrolyte regeneration stages, as well as the sulphuric acid and the precious metals plants. These wastewaters are characterized by medium to high concentration of residual sulphuric acid and heavy metals such Cu, Ni, Pb, Zn, Fe, As, Sb, Bi, etc. Taking into account that the outflows of these industrial streams are usually high, a large amount of valuable metals such as copper and nickel are potentially lost. Thus, it is of great importance to treat properly the wastewaters so that the contained valuable metals to be recovered. This paper is dealing with the treatment of synthetic solutions simulating industrial wastewaters from the copper pyrometallurgical plant in Bor, Serbia. The basic concept includes copper electrorecovery followed by nickel precipitation through neutralization. The feasibility of this treatment was proved theoretically with the thermodynamic analysis of electrochemical and precipitation reactions in this system, as well as experimentally under various conditions. The main conclusion is that copper can be recovered electrolytically followed by bismuth and the two metalloids arsenic and antimony that exhibits almost the same electronegativity with copper. The other high electropositive metals Ni, Pb, Zn, Fe remain, as it was expected, in the solution from which nickel can be recovered with neutralization, contaminated with Cu, Fe, Zn and traces of bismuth, arsenic and antimony. The proposed treatment technology has innovative character because it can mitigate environmental impacts and eliminate solid waste generation while at the same time can recover valuable metals.     

铜电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺研究

针对目前诱导法脱砷产能不足、脱除率低的问题,开发了电解液含铋复盐沉淀法脱砷新工艺,优化沉淀条件为: 含铋复盐沉淀剂用量Bi/As摩尔比1∶1、温度55 ℃、时间30 min,此时电解液中铜、砷、锑沉淀率分别为4.75%、63.62%和91.30%; 在NaOH浓度50 g/L、液固比5∶1、温度80 ℃,时间0.5 h条件下,碱浸砷浸出率可达78.98%; 沉淀剂再生性能良好,可循环使用; 碱浸液经苛化再生循环利用,经过一次碱浸-苛化,NaOH损失率仅为2.7%。