从湿法炼锌渣中回收镓和锗的研究(上)

湿法炼锌浸出渣中含有大量的镓、锗,具有极高的综合回收价值.利用镓、锗所具有的亲铁特性,开发了浸锌渣还原分选富集镓、锗的新工艺.该工艺通过强化浸锌渣的还原过程,使镓、锗定向富集于金属铁中(金属铁是镓、锗的主要载体矿物相),进而采用磁选的方法从焙烧渣中分离富集镓、锗.研究表明,在温度为1 100 ℃、恒温还原时间为150 min的条件下处理含Ga 527 g/t、Ge 305 g/t的某厂湿法炼锌浸出渣,可得到镓品位为2 164 g/t、回收率为92.40%,锗品位为1 600 g/t、回收率为99.03%的铁粉.     

从湿法炼锌渣中回收镓和锗的研究（上）——浸锌渣的还原分选

湿法炼锌浸出渣中含有大量的镓、锗，具有极高的综合同收价值。利用镓、锗所具有的亲铁特性，开发了浸锌渣还原分选富集镓、锗的新工艺。该工艺通过强化浸锌渣的还原过程，使镓、锗定向富集于金属铁中(金属铁是镓、锗的主要载体矿物相)，进而采用磁选的方法从焙烧渣中分离富集镓、锗。研究表明，在温度为1100℃、恒温还原时间为150min的条件下处理含Ga527g／t、Ge305g／t的某厂湿法炼锌浸出渣，可得到镓品位为2164g／t回收率为92．40％，锗品位为1600g／t回收率为99.03％的铁粉。     

从丹霞冶炼厂锌浸出渣中综合回收镓和锗

研究有效综合回收镓、锗、银的工艺从丹霞冶炼厂浸出渣中回收镓、锗.结果表明,经过还原酸浸和高温高酸浸出,镓和锗总回收率分别达89.4%～90.81%和62.88%～70.77%,比现行工艺分别高10%和12%左右,渣率在18.37%～26.81%.锌和银的同收率分别达到95%和92%～95%.     

窑渣—还原熔炼铅冰铜新工艺研究

针对铜、铅冶炼厂产生的铅冰铜含铜低、含铅高的特点,提出了窑渣—还原熔炼铅冰铜的新工艺。铅冰铜经高温还原熔炼,产出粗铅、冰铜和炉渣。试验考察了窑渣配入量对铅的回收率影响。研究结果表明,铅回收率达95.12%,冰铜含铜达18.65%,炉渣流动性好,密度低,与金属相不相溶。     

再生铜过程短流程制备铅锡锑合金材料的研究

以再生铜过程中铜阳极泥分银渣为原料,采用还原熔炼一电解短流程工艺直接制取铅锡锑合金,调节该合金成分可制造巴氏合金材料.还原熔炼过程中铅回收率为95.92%,锡回收率为92.47%,锑回收率为95.80%;电解过程中电解阴极产物铅的直收率为95.78%、锡的直收率为84.51%、锑的直收率为83.81%;此外,阳极泥中富集了分银渣中95%以上的贵金属.     

锌冶炼工艺现状及有价金属高效回收利用新工艺

简述了我国锌冶炼主要工艺技术特点,我国从锌精矿提取锌及其伴生有价金属回收利用的现状。针对现有冶炼工艺存在有价元素镓、铟、铊、锗、锡、锑、铋、铝、铜、银、金、铅、锌等随铁渣走,以及低含量有价元素不能富集回收利用,致使经济效益损失巨大,并存在环境污染风险的难题,为了减少资源浪费,保护环境,采用"高温高酸浸出—稀散金属循环累积富集—一渣两液三路分离回收有价金属"的新工艺冶炼锌并综合回收稀贵金属,取得了锌总回收率超过97%,高温高酸浸出渣中铅、银、金回收率在98%以上,稀散金属富液中镓、铟、铊、锗、锡、锑、铋、铝等回收率为70%～90%,可实现有价金属的资源化、高值化和无害化,且社会、经济、环保效益显著,具有良好的应用前景。     

浸锌渣中有价元素的综合利用

采用还原焙烧分选法 ,从湿法炼锌的浸锌渣中富集回收有价元素 Ga、Ge、Ag等。结果表明 :当还原焙烧温度 1 1 0 0℃、时间 3h,焙烧产品磁选所得精矿 TFe、Ga、Ge含量分别为 90 .67%、1 997g/ t、1 4 1 0 g/ t,　回收率分别为 88.1 2 %、88.1 0 %和 98.33% ;　尾矿含 Ag1 4 0 3g/ t,回收率为85.85%。     

采用选冶联合工艺富集氧化型银锰矿中的银

氧化型银锰矿中的银可用选冶联合工艺进行富集 ,在强磁场下通过两步磁选可实现银锰与其它矿物分离。磁选精矿在硫酸介质中用铁屑脱锰 ,锰的浸出率达 95 %。脱锰后的银渣用浮选法可将银进一步富集。在适宜的条件下 ,银的总回收率达 91.7%,浮选精矿含银高达 13 0 88g t。     

锌窑渣综合回收利用研究现状及展望

锌窑渣含有浸出渣处理后残留的银、金、铜、镓、锗等有价金属,是有回收价值的综合利用物料。本文总结了锌窑渣综合回收利用的现状,介绍了目前锌窑渣处理的几种研究方法,并指出了采用选矿的方法和微波法处理锌窑渣,具有节能减排的良好前景。     

浸锌渣中银、镓及其它有价元素综合利用研究

在锌浸出渣化学物相分析的基础上,采用浮选-还原焙烧-磁选联合法对其中银、镓及其它有价元素的综合回收进行了研究.结果表明,采用Na2S为调整剂,丁基黄药与XY-1的混合物作捕收剂,松醇油为起泡剂,对含银523 g/t的浸锌渣进行浮选处理,浮选时控制溶液pH为5.0,可获得银精矿的品位为3 902.1 g/t,银的回收率为77.75%;在焙烧温度为1 100℃时对浮选尾矿还原焙烧2 h,义马煤作还原剂,锌、铅和铟的挥发率都大于96%;磁选铁精矿中Ga品位达1 805 g/t,回收率为94.67%.该工艺较好地实现了银、镓、铁、锌等有价元素的综合回收.     

降低铜密闭鼓风炉富氧熔炼四氧化三铁影响的生产实践

在铜密闭鼓风炉熔炼过程中,Fe3O4会从冰铜和炉渣中析出,沉积在炉底、炉侧壁及前床,严重影响生产。通过适当提高转炉渣中SiO2含量(21%～24%),可以减少进入鼓风炉(转炉渣作为块料)的Fe3O4量;选择并控制合理的熔炼渣型(Fe31%～35%、SiO233%～36%、CaO11%～13%,SiO2/Fe≈1 13,渣含Cu<0 30%)及精心操作,成功地避免了Fe3O4对鼓风炉生产的危害。     

会泽铅锌矿深部矿体稀贵金属的赋存状态

对会泽铅锌矿深部矿体稀贵金属的赋存状态进行了研究。结果表明,矿石中铅锌品位比较高,伴生元素锗、镉和银也已达到综合利用指标要求。锗和镉主要以类质同象存在于闪锌矿中,银主要以独立矿物形式存在于方铅矿中。在选别时,锗和镉进入锌精矿,而银进入铅精矿,锗、镉和银的回收率随铅锌回收率的增加而增加。因此,矿石中锗、镉和银亦可综合回收,该矿床具有良好的经济价值。     

底吹熔炼渣工艺矿物学研究

为了回收铜渣中的有价金属,采用XRF、XRD、SEM、EDS和BPMA等分析手段对底吹熔炼铜渣进行了工艺矿物学研究,查明了熔炼渣的主要成分、主要矿物成分、铜物相赋存状态,并对渣中重要矿物相的嵌布 特征、嵌布粒度和主要矿物解离度进行了深入研究,结果表明：①熔炼渣中主要有价金属为Cu、Fe、Pb、Zn等,杂质成分主要为SiO2。②熔炼渣中主要矿物为冰铜、铁橄榄石、铁酸盐和玻璃相;主要含铜矿物为冰铜 、金属铜、黄铜矿和氧化铜等,以冰铜含量最高,分布率为92.69%。③熔炼渣中冰铜粒度分布不均匀,主要呈粗细不等的粒状或圆点状分布于渣中,与硫化铅、铁橄榄石、玻璃相、铁酸盐等矿物嵌布关系密切。④金 属铜主要呈长粒状和圆粒状,产出的多数金属铜被铁酸盐、铁橄榄石、玻璃相等矿物包裹或连生。⑤铁酸盐在放大后呈叶状雏晶,与金属铜和冰铜关系密切,易与铁橄榄石和其他硫化矿紧密共生。⑥铁橄榄石与金属 铜和冰铜关系密切,与铁酸盐相互包裹、夹杂、连生组成熔渣的基底物相。⑦玻璃相充填于铁酸盐、铁橄榄石、金属铜、冰铜粒间起胶黏作用。⑧主要含铜矿物金属铜与冰铜的单体解离度较低,分别为46.13%和 33.81%,主要分布于-0.038+0.020 mm粒级内,因此对粗粒冰铜和金属铜进行回收的同时,也应注重细粒冰铜和金属铜的回收。     

脆硫铅锑矿无污染冶炼工艺研究

对脆硫铅锑矿精矿的熔炼过程进行了实验研究。炉料配方(质量比)为精矿∶纯碱∶煤粉＝100∶50∶10; 温度为980 ℃, 时间为60 min时, 各主要金属直收率(%)分别为: Pb 92.29、Sb 79.82、Ag 84.94, 金属入渣率(%)分别为: Pb 5.00、Sb 3.21、Ag 8.97、In 69.76、Zn 95.28、Cu 78.00、Fe 87.74, 熔炼渣中硫化钠品位为52%, 渣率为62.4%。在熔炼时原料中的硫元素全部以硫化钠的形式被固定在熔炼渣中, 铅锑主金属及贵金属(金、银等)进入金属相, 锌、铟等伴生金属元素进入渣相。     

大洋多金属结核非焦还原熔炼研究

以中国五矿东太平洋多金属结核勘探合同区取样所得结核矿为原料,采用非焦还原熔炼工艺回收其中Co、Ni、Cu、Fe、Mn金属,研究了还原剂种类及用量、造渣剂用量、熔炼温度和熔炼时间对金属回收率的影响。结果表明:在还原剂无烟煤粉用量8%、造渣剂硅石粉用量1%、熔炼温度1 250 ℃、熔炼时间1.0 h条件下非焦还原熔炼大洋多金属结核矿,Co、Ni、Cu、Fe进入合金中,回收率分别为97.32%、98.62%、98.47%、95.90%; Mn进入渣中,回收率为99.08%。     

铜渣高温快速还原焙烧-磁选回收铁的研究

采用高温快速还原焙烧-磁选工艺从铜冶炼渣回收铁, 系统研究了碱度(CaO/SiO₂)、还原温度、还原时间、还原剂用量等因素对磁选金属铁粉质量的影响。结果表明, 铜渣中的铁主要以铁橄榄石形式存在, 其次为磁铁矿; 在碱度(CaO/SiO₂)0.6、焦粉配比12%、还原温度1 300 ℃、还原时间30 min、铜渣粒度-0.074 mm粒级占95%、磁场强度0.08 T的条件下, 可得到铁品位91.10%、金属化率94.27%的金属铁粉。     

我国镍冶金的发展与工艺技术进步

我国的镍冶金生产近３０年来取得了巨大的发展，工艺技术的进步尤为突出。本文重点论述了我国镍冶金现有的电炉、闪速炉熔炼低冰镍－转炉吹炼高冰镍－铜镍磨浮分离－硫化镍阳极电解；高冰镍两段逆流硫酸选择性浸出－黑镍沉钴－电积；二次镍精矿制粒－沸腾焙烧生产氧化镍等工艺流程。同时，介绍了我国自行研究开发的高冰镍氯化精炼；焙烧－氨浸－氢还原；镍精矿微波脱硫－热等离子体熔炼高冰镍；大洋多金属结核常压氨浸和硫酸选择性浸出回收镍等有价金属的新工艺新技术。     

Slag cleaning in crossed electric and magnetic fields

Slags from smelting of copper concentrate contains from 2% to 20% of copper and are directed to slag cleaning operation carry out in electric furnaces or other slag cleaning reactors with injection of carboneous reductant.Ionic structure of liquid slags points out the possibilities of utilization of slag electrolysis in reduction of magnetite and precipitation of dissolved copper as well as electrokinetic phenomena in acceleration of removal of metal or matte inclusions from the slag.Analysis of physico-chemical phenomena, mathematical and fluidodynamic modeling of slag reduction and cleaning allowed for development of a new concept of slag cleaning in crossed electric and magnetic fields. Results of slag cleaning in a large laboratory scale confirmed expectations, showing the possibilities of very intensive slag reduction and copper recovery.     

含锰废旧聚合物锂离子电池还原熔炼回收有价金属试验研究

以含Mn较高的废旧聚合物锂离子电池为原料, 基于CaO-Al₂O₃-SiO₂-MgO渣型直接还原熔炼工艺分离回收其中的有价金属。试验结果表明, 最佳工艺条件为: 造渣剂中CaO/SiO₂比为0.75, MgO含量5%, 造渣剂用量为电池质量的2.0倍, 焦粉用量为电池质量的0.1倍, 熔炼温度1 450 ℃, 熔炼时间15 min, 此时Co、Ni、Cu回收率分别为96.03%、96.42%、93.40%。最合适的炉渣组成为CaO/SiO₂比为0.77~1.21, Al₂O₃含量9.55%~11.92%, MgO含量4%左右。高的熔炼温度及炉渣碱度有助于Mn还原进入合金中, 但本试验条件下Mn无法充分还原, 仍主要进入炉渣中。