钛渣：钛铁矿（钛精矿）配加一定量的含碳还原剂通过电炉熔炼，使矿中的铁氧化物被C还原，从而实现铁钛分离，钛氧化物被富集在炉渣中所形成的产品。      酸溶钛渣： 用作硫酸法钛白生产原料的钛渣     氯化钛渣： 用作氯化法钛白或海绵钛生产原料的钛渣     富钛料： 将钛铁矿通过各种方法进行富集而得到的高品位的含钛物料的总称     预处理： 在矿物进入电炉冶炼前，为了改善矿物性能等而对矿物进行一定的处理。     预还原： 在矿物进入电炉冶炼前，对矿物先进行还原处理，将矿中部分铁氧化物还原成低价铁或金属铁的处理方法。     预氧化： 在矿物进入电炉冶炼前，将矿物在中性或氧化气氛中进行焙烧的处理方法。     电炉冶炼法： 通过电炉并由电极输入电能来进行冶炼的方法。      电极： 将电流输入电炉内，并由此将电能转化为矿物冶炼所需要的能量的导电物体。     石墨电极： 采用石墨作为电极的主要原料，是一种已焙烧成形的电极。     自焙电极： 将电极糊填充在电极筒套中，通过冶炼过程中产生的热量来焙烧成形的电极。     还原剂： 用于将高价氧化物还原成低价氧化物或金属单质的物料     炉况： 电炉冶炼过程中炉内的状况。     翻渣： 在钛渣冶炼时，因炉料突然陷落造成还原反应瞬间激烈发生，产生大量CO气体经熔渣逸出，使渣出现沸腾和喷溅现象。     低价钛： 化合价低＋4价的含钛化合物。     半钢： 钛渣冶炼时铁氧化物被还原后所生成的一种铁水，因含C介于钢与铁之间，故称半钢。      不溶钛： 不溶于硫酸的钛化合物。     挂渣： 在冶炼钛渣时，为防止钛渣对炉壁的腐蚀，在炉内壁挂上一层钛渣以保护炉壁的方法。     直流电炉： 采用直流电源的电炉。     交流电炉： 采用交流电源的电炉     明弧冶炼：在冶炼钛渣时，通过电极顶端发出弧光热量来熔化物料进行冶炼的方法。     埋弧冶炼： 冶炼时电极插入物料中通过物料的电阻产生热量来进行冶炼的方法。     铁、钛总量：原料中二氧化钛和三氧化二铁与氧化亚铁的总和。     配碳量：根据原料中铁含量与还原剂的碳含量及其还原程度来确定配碳的比例关系。

尽管钛铁精矿能够直接用于出产钛，可是其TiO2档次低，铁和其他杂质多，产品质量无保证，三废量大，对环境污染严峻。跟着环保要求日趋严厉，不管氯化法仍是硫酸法的钛白出产，对钛质料的要求，都趋于高档次化。将钛铁矿进行富集处理制成钛渣，就能更多地将杂质从矿中别离出去，然后取得TiO2档次较高的富钛料，再将其用于钛出产，就能进步产品的质量和削减三废对环境的污染。     用钛铁和还原剂，在一种既不同于矿热炉，也不同于电弧炉的特殊电炉中，加热到1600~1800℃，进行高温溶炼，使钛铁矿中铁的氧化物被还原为金属铁，以铁水流出成为生铁而别离除掉大部分铁；钛铁矿中的钛，即进入熔炼渣中而成为钛渣。钛铁矿还原熔炼电弧暗示和敞口电炉出产高钛渣工艺准则流程别离如图1和图2所示。         电炉熔炼制钛渣的优点如下:①工艺流程短；②副产品铁水经脱硫、脱氧后，其含铁量达98.5%，可供出产可锻铸铁或粉末冶金用铁粉；③不发生固体和液体废料，三废少；④电炉煤气可回收使用；⑤工厂占地面积小，是一种高效的制取富钛料的办法以。     国外一般将TiO2含量＞70%的熔炼称为钛渣。钛渣有高钛渣和低钛渣之分。一般将TiO2含量＜80%的钛渣称为低钛渣，低钛渣易于被硫酸所溶解而称为酸溶性钛渣。酸溶性钛渣的基本要求如下:①具有杰出的酸溶性，一般酸解率≥94%；②要有适量的助溶剂FeO和MgO，以使钛渣具有杰出的酸解反响功能；③贱价钛含量要操控适量；④出产钛的有害杂质(特别是硫、磷、铬、钒)含量不能超支。而将TiO2含量≥90%的钛渣称为高钛渣，简称UGS.     我国高钛渣质量标准见下表。                                                      我国高钛渣质量标准(ZBH31001-87)等第化学组成(质量分数)/%ΣTiO2ΣFeCaO+MgOMnO2一级品 二级品 三级品≥94.0≤3.0≤1.0≤4.5≥92.0≤4.0≤1.5≤4.5≥80≤5.0≤11≤4.5     因为高钛渣杂质少，在氯化时发生的废副产品少，多用于氯化法钛白出产。只需酸溶性好，不管低钛渣和高钛渣，都能够用于硫酸法钛白出产。

高镍渣也是不锈钢渣的一种，由于其导磁率较低，采用传统的强磁选的方法回收率较低，因此设计了重选法回收高镍渣的工艺流程。重选法是根据镍铁颗粒与固体废渣的比重差进行分选的方法，所用到的分选设备主要是跳汰机，有时也用到摇床。 固体废渣中有较多的块状无法直接进行跳汰机，因此需要首先将大块废渣破碎至小块，然后进入棒磨机进行粗磨，磨矿至固体废渣基本与镍铁合金单体分离的状态，然后进入跳汰机进行重力分选，得到纯净的镍铁合金和固体废渣。

一、锰及锰的化合物     （一）锰的性质及其用处[1]18世纪后半叶，瑞典化学家T.O.柏格曼和起帮手甘英研讨了软锰矿，并成功的别离出了金属锰。金属锰质硬性脆，呈银白色，密度7.20克/立方厘米，熔点1244℃，是一种难熔金属，沸点2097℃。化合价＋2、＋3、＋4、＋6和＋7。其间以＋2价（Mn2＋的化合物）、＋4价（二氧化锰，为天然矿藏）和＋7价（高锰酸盐，如KMnO4）、＋6价（锰酸盐，如K2MnO4）为安稳的氧化态。在固态状况时它以四种同素异形体存在，α锰(体心立方)，β锰(立方体)，γ锰(面心立方)，δ锰(体心立方)。电离能为7.435电子伏特。在空气中易氧化，生成褐色的氧化物覆盖层。它也易在升温时氧化。氧化时构成层状氧化锈皮，最靠近金属的氧化层是MnO，而最外层是Mn3O4。 金属锰化学性质生动，易溶于酸。锰是炼钢时不行短少的质料，90％～95％的锰都用于冶金工业，首要作为脱氧剂和炼制合金，一般是将锰矿石炼成锰铁合金再参加钢中。含锰的钢品种许多，锰达15%的锰钢具高硬度及高强度，可用以制作粉碎机、球磨机和钢轨等。其他10％～5％的锰用于其他工业范畴，如化学工业（制作各种含锰盐类）、轻工业（用于电池、火柴、印漆、制皂等）、建材工业（玻璃和陶瓷的着色剂和褪色剂）、国防工业、电子工业，以及环境维护和农牧业，等等。总归，锰在国民经济中具有十分重要的战略地位。 别的，锰仍是与精神科联系最亲近的金属元素，它有可促进骨骼的成长发育，维护细胞中细粒体的完好，坚持正常的脑功用等重要生理功用，锰缺少时可影响生殖才干，有可能使子孙先天性变形，骨和软骨的构成不正常及葡萄糖耐量受损，还能够引起神经衰弱归纳症，影响智力发育。 由此可见，锰无论是对工业出产仍是对生命体的生计开展都起着无足轻重的作用。 （二）锰的首要化合物及其性质和用处锰的化合价为＋2、＋3、＋4、＋6和＋7，故锰有各种价态的氧化物和锰盐，常见的锰化合物有二氧化锰、四氧化三锰、、硫酸锰、等。其性质和首要的用处如下： 1、二氧化锰（MnO2） 二氧化锰的骨架结构是[MnO6 ]八面体， 氧原子在八面体角顶上， 锰原子在八面体中，是一种氧化物。它是一种常温下十分安稳的黑色或棕色粉末状固体。为软锰矿的首要成分，密度5.0g/cm3 不溶于水，是最重要的一种锰的氧化物。氧化锰粉尘可引起人的锰尘肺。 遇复原剂时，表现为氧化性。如将二氧化锰放到流中加热至1400K得到氧化锰；将二氧化锰放在气流中加热，得到棕黑色的三氧化二锰；将二氧化锰跟浓反响，则得到二和。 遇强氧化剂时，还表现为复原性。如将二氧化锰，碳酸钾和或混合熔融，可得到暗绿色熔体，将熔体溶于水冷却可得六价锰的化合物。在酸件介质中是一种强氧化剂。 许多用于炼钢，并在玻璃制作业中，参加少数二氧化锰作脱色剂（将二价铁盐氧化成三价铁盐而退色）。此外，二氧化锰也可作火柴工业的助燃剂，电池工业的氧化剂和去极化剂，油漆和油墨的催干剂，与混合可制成成(KMnO4)。 在实验室常运用它的氧化性，与浓(HCl)混合加热制备(Cl2)：MnO2 ＋ 4HCl(浓)＝MnCl2 ＋ Cl2↑ ＋ 2H2O 2、四氧化三锰（Mn3O4） 棕黑色粉末，密度4.856，熔点1705℃，不溶于水，部分溶于硫酸和。是电子工业出产锰锌铁氧体软磁材料的重要质料。它与三氧化二铁、氧化锌一同按必定的配比混合后，制模烧结成型，制成高功能的导磁材料—软磁铁氧体。该导磁材料具有狭隘的剩磁感应曲线，能够重复磁化。且其直流电阻率很高，能够防止涡流丢失。因而可用制作于高品质电感器、电视回扫变压器、电话用变压器、磁放大器、天线棒等，也可用来制作计算机存储信息的磁芯、磁盘、磁带、磁头号。 3、（MnCl2） 又叫氯化亚锰；二；四水合等等。依据其是否含有结晶水可分为：无水和含水，又依据其结晶水数目可分为：一水，二水，四水，五水等.最常见的是无水和四水及一水。现在，无水又依据其外观形状可分为：颗粒或球形无水和粉状无水。 玫瑰色单斜晶体，相对密度2.01，熔点58℃，沸点：119℃，易溶于水，溶于醇，不溶于醚。有吸水性，易潮解，106℃时失掉一分子结晶水，198℃时失掉悉数结晶水而成无水物。适用于医药组成及饲料辅助剂、分析试剂、染料和颜料制作。镁合金、铝合金冶炼，棕黑色砖瓦出产以及制药和干电池制作。在农业上还用作微量元素肥料。 4、硫酸锰(MnSO4) 白色或浅粉赤色单斜晶系细结晶。易溶于水，不溶于乙醇，加热到200 ℃ 以上开端失掉结晶水，约280℃时失掉大部分结晶水，700℃时成无水盐熔融物，850℃时开端分化，因条件不同放出三氧化硫、二氧化硫或氧气。 硫酸锰除作饲料添加剂外，仍是重要的根底锰盐，如用于冶炼高级锰铁合金，锰铜合金的电解金属锰；制作高级电池用的电解或化学二氧化锰，软磁铁氧体材料用的高纯碳酸锰、四氧化三锰；还广泛用于肥料、医药、油漆催干剂、造纸、陶瓷、印染、矿石浮选、电解锰的出产及其它锰盐的制作等。 二、锰资源状况 （一）锰矿产资源特色[2]1、资源概略 陆上锰（金属）储量约为17×103t，海底锰潜在储量约163×103t。国际上锰矿绝大部分会集在南非、前苏联、澳洲、加彭、巴西、印度六国，其间南非的锰矿会集在开普省的库鲁曼(Kuruman)区域，成矿时代为寒武纪。前苏联四分之三分佈在乌克兰的尼科波尔盆地(Nikopol Basin)和乔吉亚共和国的奇阿图拉盆地(Chiatura Basin， Georgia Republic)中，成矿时代为早第三纪。 我国的锰矿储量约佔国际的6%，锰矿石保有经济可采储量1.3亿吨，均匀档次22％。现在出产1吨钢需求34.5公斤制品锰矿。国内制品锰矿档次在30％以上，约2吨原矿出产1吨制品矿。猜测2005－2020年我国每年出产制品锰矿350万－450万吨，所需锰原矿石700万－900万吨，已探明的保有经济可采储量可持续挖掘10～15年，国产锰矿石可供年产钢1亿－1.3亿吨所需，2005－2020年国内锰矿石产值的确保程度为45％左右。 2、锰在地质作用中的行为 锰在地壳中的含量约为0.1%，是铁族元素之一，在岩浆作用中，常置换铁镁矿藏中的二价铁。海洋中的锰结核大部分是围绕着海底碎屑物成长，常为镁锰矿(Ba-Mg-Mn Ore)。堆积物含锰碳酸盐受蜕变作用可变为低档次的菱锰矿、方锰矿或黑锰矿等。 3、锰的工业矿藏和矿石类型 含锰矿藏约150馀种，但首要为软锰矿(Pyrolusite)、硬锰矿(Psilomelane，mMnO·MnO2·nH2O)，方锰矿(Manganosite，MnO)，水锰矿[Manganite， MnO2·Mn(OH)2]等。锰矿石依工业用处分为冶金矿石和化学矿石，后者首要用于制作干电池，前者再依锰铁比值分为三级：     锰矿石      Mn/Fe≧6～7，Mn＝15～30%；     铁锰矿石      Mn/Fe1，Mn＋Fe＞30%；     含锰铁矿石  Mn＝4～10%。    （二）锰的二次资源收回研讨现状众所周知，锰矿是一种不行再生的资源，我国锰资源短需对立也日益加剧，在依托采选冶技能进步和进步矿山厂商管理水平，加强资源归纳运用研讨，坚持归纳挖掘、归纳运用，下降成本，使难运用矿石转化为能经济运用的矿石的一起，从二次资源中收回锰的研讨也刻不容缓。现在锰的首要收回来自废旧电池和废旧合金及各类的冶金废渣。这儿首要介绍从废旧电池和废旧合金中收回锰的办法。 1、从废旧电池中收回锰的研讨 废干电池由锌、锰粉(MnO2) 、铜帽、碳棒、氯化铵等成份组成，运用完后，电池的部分锌、锰粉在化学反响中变成氯化锌、三氧化二锰等物质，但它们仍存在于废干电池中。按我国出产水平计，电池出产每年要耗费锌25万t 、锰24万t ，铜4500t ，60t，还有适当多的氯化锌、石墨、铁等物质[3,4 ]，依据质量守恒定律，这些物质仍存在于废干电池中，“一扔了之”则意味着丢掉25万t 锌，24万t 锰、4500t铜以及其它有用物质。我国废干电池中96 %为含的锌锰干电池和碱锰干电池，其首要成份为锰、锌、等重金属，所以咱们已往研讨的废干电池处理工艺一般针对这两种电池。现在对电池中金属锰的收回研讨首要有： 昆明理工大学材料与冶金工程学院和贵州师范大学材料与建筑工程学院的马亚芹、龙晋明、杜爱华等人从废干电池中收回锌锰及电镀再运用。他们选用硫酸和的体积比为10∶1 的混合水溶液对废干电池进行浸酸处理，得到硫酸锌和硫酸锰的混合水溶液，并将该液作为首要质料制作电镀溶液进行锌锰合金电镀实验。镀液组成及工艺条件为23.4 g/L 的Zn2＋，19.2 g/L 的Mn2＋，252.8 g/L的Na3C6H5O7·2H2O，1 g/L 的聚乙二醇，1.5 g/L 的，50 mg/LNa2S2O3，pH 值为4～5，温度为20～30 ℃，阴极电流密度1～6 A/dm2。取得了含锰 4.07%～15.8%的锌锰合金镀层，该镀层表面平坦，结晶安排详尽，结合力好[5]。 上海电力学院电化学研讨室和国家电力公司热力设备腐蚀与防护关键实验室等单位对废旧锌锰电池制备锰锌铁氧体初级溶浸工艺进行了深化的研讨。研讨运用废旧锌锰电池制备锰锌铁氧体磁性材料，在初级溶浸工艺中浸取条件对溶浸作用的影响。选用混酸并结合添加草酸作为复原剂来溶浸废旧锌锰电池中的有用成分，调查液固比、温度以及时刻等条件对电池有用成分浸出作用的影响以及电池中的形状转化和散布状况。结果标明：40℃时选用体积比为3∶1的HCl、HNO3 组成混酸在液固比为4：6，添加草酸并操控其用量为理论用量的120%，溶浸时刻在12h以上的状况下，选用两步溶解的办法可得到很好的作用，锰、锌、铁、镍的收回率可到达99% 乃至100%，铜的收回率到达90% 以上，废旧电池中各种形状的转化为Hg2＋进入到浸液中，对的收回做到很好地会集操控。 2、从废渣中收回金属锰的研讨现状[6] 周志明，苏文征，李坤等人的富锰渣制备无水的工艺探究，研讨了以富锰渣为质料，作浸出剂制备无水的工艺条件。研讨标明：选用定量分次加酸法，操控浓度为2 mol/L，用量为理论用量的180%，常温浸取1 h，浸出液经氧化萃取除铁，水解净化除硅、铝，硫化物除重金属，然后结晶、枯燥，可制得无水，其间的质量分数为98.1%，锰的总收率到达79.3%。 3、从废液中收回锰的研讨现状[7] 液别离收回废水中锰工艺及其别离机理的研讨，是广泛运用的无机强氧化剂，首要运用医药、化工、石油、采矿及日子用水和污水的处理等方面，低浓度的往往以废液的办法排出，构成资源的糟蹋。南开大学化学院的李红霞，李国江等人选用N7301为活动载体，Span-80为表面活性剂，火油为膜溶剂，以硫酸为内相试剂的乳状液膜体系收回废水中的MnO4-。研讨了搬迁机理，断定了制乳、别离等最佳操作条件。结构标明，关于7～125mg/L低浓度的含锰废水，一次性别离可降至0.1mg/L以下，锰的收回率达99.8%。 4、从废旧合金中收回锰的研讨现状 收回电炉炼锰硅合金和锰铁合金废渣中锰是一种收回电炉炼锰硅合金和锰铁合金废渣中锰的办法，将电炉炼锰硅合金和锰铁合金的废渣破碎至直径为3mm以下的颗粒成为渣浆；用摇床将渣浆按不同比重分级出床，比重最大的废渣颗粒为锰精渣，比重较锰精渣小的废渣颗粒为中渣，中渣经再破碎、重复洗选持续选出锰精渣；比重最小的废渣颗粒为尾渣，弃之。凡含锰量在10%以上的上述废渣，均可用此法收回废渣中的锰。 三、四氧化三锰的性质用处及制备办法 （一）四氧化三锰的性质及用处[8,9]在自然界中，四氧化三锰（Mn3O4），又叫黑锰矿。分子量228.81，理论含锰量72.03%。离子结构式为Mn2＋[Mn23＋]O4，正方晶系，黑色。密度4.7～4.9g/cm3，硬度为5，天然黑锰矿条痕为浅赤色或褐色。 任何其它锰的氧化物在空气中灼烧均可得到棕赤色Mn3O4粉末，如在空气中MnO2加热到950℃时，生成Mn3O4： 3MnO2 Mn3O4＋O2 MnO2和CO2作用，构成Mn3O4 ： 3MnO2＋CO2Mn3O4 ＋CO 二在其熔点温度加热后冷却，生成Mn3O4： 3MnCl＋ O2Mn3O4＋3Cl    选用液相分化法制备高纯二氧化锰再由此进行高温焙烧可制得γ-Mn3O4。    Mn3O4能被铝复原成金属锰；在碳酸钠熔体中能被氧气氧化成锰酸盐： 3Mn3O4＋8A1＝9Mn＋4A1203， 2Mn3O4＋5O2＋6Na2CO3＝6Na2MnO4＋6CO2    Mn3O4在强碱性介质中能被氧化成锰酸盐，能被复原成金属锰： Mn3O4＋4CO＝3Mn＋4CO2    Mn3O4与硝酸作用生成二氧化锰，与硫酸或作用则放出氧气或： Mn3O4＋4HNO3＝2Mn(NO3)2＋MnO2＋2H2O 2Mn3O4＋6H2SO4(浓)＝6MnSO4＋O2＋ 6H2O Mn3O4＋8KC1(浓)＝3MnC12＋C12＋4H2O 而用沸的稀硝酸或稀硫酸处理时，Mn3O4只能溶解2/3。任何其它锰的氧化物在空气中灼烧至1000℃左右均可得到棕赤色的Mn3O4粉末。 （二）四氧化三锰的用处[10,11,12]Mn3O4首要用于出产软磁铁氧体. 锰锌铁氧体是一种广泛用于通讯、声像设备、开关电源和磁头工业的软磁材料，首要由锰、锌、铁的氧化物按必定配比混合后烧结成型制成。 铁氧体是一种Fe2O3和二价金属氧化物的化合物，是一种新式的非金属材料，其间的锰锌铁氧体首要由MnO、ZnO和FeO组成。因为铁氧体的特殊功能，使其在电子工业中有着广泛的用处。例如电子计算机中用来存储信息的磁芯、磁盘和磁带，电话用变压器和高品质电感器，电视回扫变压器，磁记录用磁头，电感器，磁放大器，饱满电感器，天线棒等等都是软磁铁氧体制成的。 我国现在铁氧体的出产大都选用以高纯MnCO3为质料来烧制，因为MnCO3的锰含量低，烧失量大，加热分化时发作许多CO2气体，出产进程不易操控，在烧成的软磁元件中易发作显微裂纹，影响产品的质量。国外己许多运用比表面大、活性好的Mn3O4出产优质磁性元件。国外大都已选用高纯Mn3O4，出产优质软磁元件，克服了用碳酸锰为质料时缺陷，国内只要少数相似的元件出产，构成这种局势的首要原因是我国Mn3O4出产存在一些技能难题，Mn3O4首要依托进口。 Mn3O4也可作为某些油漆厂或涂料的色料，含有Mn3O4的油漆或涂料喷洒在钢铁上比含TiO2或含Fe2O3的油漆或涂料表现出更好的抗腐蚀功能。在必要的时分，Mn3O4或天然的黑锰矿能够作为制取其它锰的氧化物、锰盐、含锰酸等锰化物的质料。 （三）四氧化三锰的制备办法[13,14]跟着电子工业的迅速开展，对软磁铁氧体在质量上提出了更高的要求。现国外大都选用高纯二氧化锰或四氧化三锰出产优质磁性元件，国内也有相似元件的少数出产。因而，为了与国外引入的先进的出产线配套，确保优质的锌锰铁氧体产品质量，研制开发和出产高纯Mn3O4已成为软磁工业的燃眉之急。 Mn3O4的制备有多种办法，从制备原理来分，根本上能够分为两大类：一类是贱价锰的氧化，一类是高价锰的复原；按制备所需质料可分为金属锰法、高价锰氧化物法、碳酸锰法、锰盐法等。 下面将按制备所需质料对其进行介绍： 1、高价锰氧化物法 (MnOx，x > 1.33)  高价锰氧化物法又能够细分为4 种办法： ①　用过量的气体复原高价锰氧化物 MnOx ＋ CH4Mn3O4＋ CO2 ＋ H2O  依据x的值不同所取的复原温度不同，且温度最好是操控在500 ℃以下，防止Mn3O4进一步复原成MnO。 ②　高纯α- MnO2 在950℃以上焙烧时分化为γ- Mn3O4，其办法是将高纯α- MnO2在欢腾炉中加热到1000℃并坚持1h，然后冷却。 ③　将EMD焙烧并用H2SO4除杂  办法是将EMD置于瓷坩锅中并加热至1100℃，坚持90 min，然后将其冷却，再将产品碾细并过180 目(0.083 mm) 筛，然后用0.1～0.3 mol/ L H2SO4 在40～50℃下洗刷3 次，再用蒸馏水冲至pH＝6～7，在105℃温度下烘干。 ④　EMD 雷蒙磨半制品加 HNO3法  此办法是在办法(3)的根底上提出的，其意图是为了防止Mn3O4在高温焙烧后冷却回氧及在酸洗时发作歧化反响，其具体办法如下：  将EMD雷蒙磨半制品置于瓷坩锅中，在1050℃下经50～130 min时刻焙烧选用炉内缓冷、炉外封盖快冷或炉外真空快冷后，制取的Mn3O4不允许再磨样，用HNO3洗后再烘干，然后再高温焙烧(955～1170℃并坚持10 min) ，即可炉外封盖(或真空) 快冷，得到合格的Mn3O4产品。 2、碳酸锰法 由基盐法制得的碳酸锰(在79℃分化基锰铵络合物而制得) 在1000℃空气中焙烧处理而得到铁氧体运用的高密度、高纯度的Mn3O4，该产品的松装密度和敲实密度别离为1.95、2.55，它比由电解MnO2 得到的Mn3O4 的密度要高， 理由是粒子的不则缩短度引起的。取分析纯MnCO 3在不同温度(900～1200℃) 下焙烧、冷却，测定生成物锰含量，发现随温度升高，含锰量上升，生成Mn3O4的合适温度950～1050℃；产品研细并过180目筛，然后用0.1～0.3 M的H2SO4 洗刷，产品含锰71.42% ，杂质含量根本契合电子级产品要求。将碳酸锰与HNO3在pH＝0.5～1.0下溶解，反响所得溶液与20%的NH3·H2O 在pH＝7.5～8时反响构成锰氢氧化物，然后在600～650℃焙烧该氢氧化物，所得Mn3O4用于制作铁氧体。例如，碳酸锰悬浮液(S∶L＝1∶3) 用55%的HNO3溶解、过滤后，该滤液和20%的NH3·H2O处理得锰氢氧化物，经过滤洗刷后，该氢氧化物含杂质0.01%，将其烘干后，在600～650℃焙烧4h得Mn3O4产品。 3、铁锰合金法 在转炉吹炼高碳锰铁制作中低碳锰铁时，在收尘体系搜集的粉尘，是一种超细球形颗粒，均匀粒度为0.1～3um，含四氧化三锰超越90%，含锰大于60%。例如把30 t高碳锰铁合金熔融物倒入预底吹转炉中，并添加氧化钙，然后经过上部氧以20m3/min的流速吹入氧气，一起别离经过风口的表里管吹入二氧化碳和氧气。转炉发作的粉尘，经布袋收尘器搜集的粉尘就是四氧化三锰粉末，其均匀粒径为0.06um的Fe-M n合金也可经过加酸溶解、除杂、氧化等湿法工艺来制取锰氧化物。 4、锰盐(或Mn2＋) 法 ①锰盐溶液参加3 % NH4OH溶液，将含Mn2＋溶液pH进步到9.5左右，将该沉积物氢氧化锰洗刷和氧化枯燥，产品为Mn3O4，别的还要用恰当办法除杂。 ②悬浮溶液在必定温度( 100～140 ℃)和必定压力(2.81～4.92 kg/cm2 )下，用10 %的NaOH处理矿山废水(含Mn2＋为300～3000 g/t) 生成的Mn(OH)2，以空气或氧气为氧化剂制取易过滤的Mn3O4，在此进程中可拌和Mn(OH)2的悬浮液。 ③在溶液中边吹入氧气边添加MnSO4溶液，溶液的温度设定在40～80℃之间，溶液中的浓度为MnSO4溶液中MnSO4浓度的2～3倍，在上述状况下可制得Mn3O4。 ④往MnSO4·5H2O溶液中参加MnO2，再参加NaOH，抽真空拌和2h，此刻pH＝9，此溶液过滤后的过滤液的pH值为9，用蒸馏水对过滤后的固体物洗刷20min，重复2次，最终过滤后的滤液pH值为6.7，生成物为Mn3O4。 ⑤将Mn (NO3 )2与过硫酸铵混合，在低于20℃的冷水中溶解，参加28 %的，拌和5min生成的沉积物过滤。将除杂别离后的溶液加热煮沸30min后中止加热，静置，待发作的沉积物沉降，倒出上清液，加蒸馏水洗刷两次，过滤，用蒸馏水洗刷滤饼直到滤液不为酸性，将滤饼枯燥后，在温度为1000℃的条件下焙烧，得到黑色结晶物为Mn3O4产品。 5、金属锰法 ①以NH4＋盐和基酸为催化剂在50～70℃下，Mn与H2O在鼓泡通气条件下反响几小时得到高纯Mn3O4，催化剂与Mn构成络合物，致使Mn2＋活性减小，反响速度增大。 ②将高纯金属锰粉参加水溶液中构成悬浮液，接连导入含氧气体并加热至30～100 ℃，反响1～4h，使金属锰粉充沛氧化成Mn3O4产品，然后过滤枯燥。 ③金属Mn 粒在含SO42-或Cl-溶液中通气加热或不加热反响，经过改动氧化条件(通氧量，氧化时刻，温度或Cl 浓度，Mn粉粒径)，可得Mn3O4、MnOOH及它们的混合物。 尽管制作Mn3O4的办法有多种，但因为在制作进程中所需的质料来历、设备及出产出来Mn3O4的质量等问题，使得绝大部分的办法为实验办法。在实践出产中，现在国内的出产都是以电解金属锰粉为首要质料，再加上恰当的添加剂，操控必定条件，在水中氧化而出产出来的。 （四）四氧化三锰商场展望[15,16] 国际软磁铁氧体的产值由1985年11万t添加到1997年的22万t再添加到2000年的30万t，2005年全国际软磁铁氧体的产值到达了50万t，其间我国和东南亚添加速度最快。1985年我国软磁铁氧体的产值约7000t，到1997年开展到50000t，2000年到达了60000t，2005年到达了100000t，国际商场将坚持在10%以上的速度添加，我国也将以10%～15%左右的年添加率开展。 我国Mn3O4首要是以金属锰为质料出产的，年产值约3000吨，无法满意电子职业的需求，每年约需进口电子级Mn3O42000t。1996年原电子工业部已做出决议，截止到2000年末，要在全国规模内完成用Mn3O4替代高纯碳酸锰出产软磁材料。这将给国内Mn3O4商场添加超越1万吨的容量，因而，高品质Mn3O4的开展远景是十分宽广的。 四、钨渣的归纳收回运用（一）钨渣归纳收回运用的含义跟着冶金工业的开展，钨矿得到进一步挖掘与运用，高品质钨精矿数量削减。钨冶炼现行工艺以碱浸为主，简直一切钨碱浸渣中都含有少数的Ta、Nb、Sc Mn Fe等有价金属，我国每年出产仲钨酸铵、钨氧等产品耗钨精矿高达42万t，钨渣约19万t，国内钨渣中Ta2O5＋Nb2O5总含量（质量分数，下同）达0.54～0.65%，WO3含量达4～7%，Mn含量17%，Sc2O3含量达0.02～0.04%，都具有较大的归纳收回价值。把这些含有许多有用金属的钨渣作为废料弃之，既糟蹋资源又污染环境。因而怎么经济有用地收回运用这些废渣，对维护环境、充沛运用资源具有重要含义。 （二）钨渣中有价金属收回运用的研讨现状我国钨冶炼现行工艺以碱浸为主，所得钨渣根本都是碱浸渣，其间含有Ta、Nb、W、Mn等多种有价金属。现在，国际上对钨渣中金属的收回有了较为深化的研讨，其首要研讨成果有：  1、酸浸与钠碱熔融法从钨渣中富集和收回钽铌的研讨[19] 钨渣用5%，在40℃下浸出30min，用量为理论用量2.5倍，可除去其间72.1%的铁和74.7%的锰，此刻的钽收回率达92%，铌收回率达84.6%。将所得酸浸出渣进行钠碱熔融，当钠碱与浸出渣的质量比为3∶2、反响温度为800℃、反响时刻60 min时，得到Ta2O5、Nb2O5含量别离为0.48%及2.74%的钽铌富集物，钽的收回率可达83%，铌的收回率可达74.8%。钽、铌的总收回率别离为76.4%和63.3%。实验标明钨渣经酸浸与钠碱熔融处理，钽铌能够得到有用富集和收回。 2、苏打焙烧－水浸与酸浸结合法收回钽铌的研讨[20] 苏打用量为理论量的6.0倍，焙烧温度为850－950℃，焙烧时刻为50min，水浸液固比为6：1，时刻为90min；酸煮时HCl浓度为20％，浸出液固比为6：1，时刻为60min。依照以上条件处理钨渣，可取得含Ta2O5＋Nb2O5达15.89%（其间ω(Ta2O5)为4.06%)的钽铌富集渣，钽铌收回率达79.46%。该工艺既可完善我国现行的钨冶金流程，充沛运用自然资源，取得可直接运用的钽铌出产质料，又可削减许多钨渣堆存引起的环境污染问题。 3、莫斯科钢铁与合金学院的米德维杰夫等人提出了两种处理高锡钨渣或含锡低度钨质料的流程。第一种流程是依据将W—Sn中间产品中的锡复原为金属锡和含锡的金属间化物，然后选用低温氯化的办法将锡以的办法收回，氯化残渣经酸处理浸出Mn、Fe、Sc后，浸出液送Mn、Fe、Sc提取，浸出渣能够用湿法冶金的办法收回其间的Ta、Nb、W也能够在电弧炉中冶炼铁合金。第二种流程是依据将含WO3、SnO2、Mn、Fe、Sc、Ta、Nb的质料首要用酸处理得到含Mn、Fe、Sc的水溶液，浸出渣经浸得到钨酸铵溶液和含Ta、Nb、Sn、Si的浸渣。含Mn、Fe、Sc的水溶液用萃取法收回Sc，再从萃余液中收回锰盐或MnO2。钨酸铵溶液送仲钨酸铵出产，对浸渣可按进行复原熔炼先收回锡，再收回Ta、Nb。 五、溶液中铁的去除湿法冶金中常用酸性溶液浸出矿石，矿藏的中铁以二价或三价铁的办法存在于溶液中。铁的存在对后续工序如电堆积发作很大损害，因而有必要除去。常用的除铁办法有黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法和溶剂萃取除铁。 （一）沉积除铁办法1、黄钾铁矾法 黄钾铁矾法是上世纪60年代澳大利亚电锌公司经过多年实验研讨和开展运用的除铁办法。一起，挪威锌公司和西班牙的阿斯图里亚那锌公司也别离开展了这种办法。黄钾铁矾法是种很好的除铁办法，具有除铁作用好、构成的铁渣过滤功能杰出等长处。黄铁矾法在湿法冶金炼锌中引起极大爱好，并很快得到推广运用。尔后，又拓宽到钴、镍、铜、锰等湿法冶炼范畴中。 黄铁矾呈纯黄色或淡黄色晶体，六方晶系，明矾石型结构，a＝0.721nm，c＝1.703nm，Z＝3。黄铁矾的分子式一般能够写成A20·3Fe203·4S03·6H20或许AFe3(S04)2(OH)6，或A2[Fe6(S04)4(OH)12]，式中A代表一价阳离子，既能够是K＋，Na＋，NH4＋，也能够是Rb＋、Ag＋、1/2Pb2＋等。[21]依据对含有硫酸铁和溶液水解进程有研讨的Babcan(1971)所述，黄钾铁矾安稳区域是在pH1-3及温度20℃-200℃之间。pH过低则没有沉积存在，pH过高铁将以针铁矿(可到100℃)和赤铁矿(100℃以上)存在。[22]研讨Fe203—S03—H20三元系在某些温度下的平衡状况，也能够运用三元系图看出铁矾的安稳区。 铁矾沉积的生成，首要受温度、pH值和晶种的影响。 ①温度  在低温下，钾矾、钠矾、铵矾也能够在溶液中生成，但构成的速度适当慢，在20℃，pH为0.82～1.72的Fe2(SO4)3—S03—H20溶液中，铁钾矾沉积需四个星期至六个月的时刻才干生成，其它几种铁矾的沉积速度更慢，升高温度，能够加速铁矾净化除铁速度。 ②pH值  溶液的酸度对铁矾沉铁有许多的影响，溶液的pH值上升，铁矾沉积除铁速度和除铁率都加大，不同的研讨者得到的结果是共同的。在100℃的溶液中，铁矾沉积除铁可给出平衡联系[Fe3＋]/[H2S04]＝0.01。 ③晶种  一些研讨者的结果标明铁矾晶种对溶液中铁矾沉积除铁速度有显着的促进作用，而另一些作者却指出晶种的影响不显着，这可能是他们挑选的沉矾条件不同所造成的。事实上，铁矾的沉积是一个新相生成进程，晶种、所用试剂的纯度及容器壁状况等对铁矾沉积都会有影响，可是值得注意的是，挑选的沉矾实验条件不同，它们的影响巨细有很大的差异。在低温、高酸、低三价铁离子和碱离子浓度的溶液中沉矾除铁，铁矾生成化学反响很慢，在这种状况下，晶种对铁矾沉积的影响就不显着。 2、针铁矿法 针铁矿法也是一种成功运用于湿法冶金的除铁办法。一般以为，针铁矿型的沉铁渣，结晶体大，夹藏有价金属少，简单过滤。针铁矿法是比利时老山公司巴伦厂开展和运用的一种除铁办法，于1970年工业化。针铁矿法的杰出长处是合适于多种酸性介质浸出液，除铁作业可在常压和较低温度(70～100℃)下进行，在硫酸盐溶液中沉积为α-FeOOH，在介质中首要为β-FeOOH。针铁矿法除铁不需外加其它碱金属阳离子，就能取得过滤功能杰出的沉积渣，并能别离出铅、银、铟渣。渣量比黄铁矾法少，其含铁量也较高。针铁矿的缺陷是阴阳离子夹藏多，然后下降了铁渣作为副产品的价值。依据Fe203—H20系的平衡图，在Fe3＋浓度很低的条件下，Fe3＋将构成针铁矿，以FeOOH沉积。氧化复原电位和pH是操控铁在水溶液中行为的两个重要因素。氧化环境促进铁沉积，复原环境促进铁溶解。酸性条件一般有利于铁溶解，碱性条件则促进铁沉积。针铁矿为一种很安稳的晶体，其溶解反响的平衡常数很小。 湿法冶金中工业料液含铁为高价和贱价铁的混合物。为使针铁矿沉积过称顺利进行，有必要预先下降Fe3＋，使沉积进程中Fe3＋一直坚持在1g/l以下。完成这一方针有两条途径，即复原-氧化法(V.M法)和部分水解法(E.Z法)。 a 复原-氧化法(V.M法) 电锌厂一般选用闪锌矿精矿作复原剂，其反响为： ZnS＋2Fe3＋＝Zn2＋＋2Fe2＋＋S ZnS是一种慵懒很大的复原剂，为加速反响速度，出产上选用近于欢腾的温 度(95～100℃)，硫酸含量坚持高于50g/l，以防止Fe3＋水解，一般复原3--6h。ZnS复原是一个高温高酸的缓慢进程。国外ZnS复原一般独自有一复原工序，使工艺流程长，蒸汽耗量大，硫渣需求回来焙烧等缺陷。  选用针铁矿法除铁，氧化除铁工序包含严密相连的两个反响，即低铁的氧化和高铁的水解。针铁矿法氧化沉铁是依据下列反响： 2Fe2＋＋1/202＋3H20＝2FeOOH＋4H＋ 空气氧化低铁是经过溶解在溶液中的氧来完成的。因而进步氧的溶解度可进步反响速度。 b 部分水解法(E.Z法) 与复原-氧化法不一样的是，部分水解法不是把Fe3＋复原成Fe2＋，反而是把溶液中少数的Fe2＋氧化成Fe3＋，再把含许多铁的弱酸浸出液以喷淋的办法洒入拌和均匀的含铁低于1g/l,的低酸溶液中，弱酸浸出液在触摸槽内底液(合适针铁矿产生的)的瞬间，在巨大的热力学推进下，以水解的办法分出针铁矿沉积，可视为三价铁离子直接水解，反响式如下： Fe3＋＋2H20＝FeOOH＋3H＋ 由上反响式能够看出，硫酸高铁水解发作酸，要是不必中和剂中和，产品必将发作变化，因而，要使反响槽内溶液坚持在必定规模的pH，湿法炼锌进程一般用焙砂不断中和余酸。 3、赤铁矿法 赤铁矿有二种结晶形状，即γ-Fe203和α-Fe203。天然赤铁矿在结构上归于α-Fe203，它是顺磁性的，而γ-Fe203则具有很强的铁磁性。γ-Fe203的改变温度到400℃，加热到400℃时，它就会向α-Fe203改变，一起磁性消失。加热从低温水溶液中分出的氢氧化铁时，首要得到的是针铁矿继而是水赤铁矿(α-Fe203·0.5H20)，而γ-Fe203则是加热进程的第三级产品。针铁矿与γ-Fe203的改变温度是160℃。假如选用高温水解法，能够得到过滤功能杰出的赤铁矿。 从Fe203—S03—H20系在200℃高温下的等温线能够看出，在此温度下，Fe203能大部分析出。 （二）溶剂萃取除铁尽管现已对许多萃取剂作了许多研讨，可工业上能用于溶剂萃取技能除铁的却还没有，首要是因为溶剂萃取铁在萃取率和反萃率上总是此消彼长。萃取率高往往反萃困难，反萃率高时又因萃取率低而用处不大。 假如能处理上述难题，溶剂萃取技能因可得到纯的铁化合物，将会是一种最有远景的除铁办法。 （三）各种除铁办法比较 黄铁矾法的首要长处是： 1、可取得适于电解的硫酸盐溶液，一起锌、镉、铜的收回率进步； 2、铁呈结晶状况除去，过滤和洗刷功能较好； 3、铅、银、金富集在二次渣中，合适做炼锌厂的配料会进一步处理； 4、常压进程易和现有的电解锌车间结合； 5、最重要的长处是能从循环的电解液中除去硫酸根，坚持硫酸根在体系中的平衡。 黄铁矾法的缺陷是渣量大，硫酸耗费较多。按黄铁矾法处理锌渣的电锌厂，如锌精矿含铁量按8％计，年产100kt锌的工厂，每年渣量约为53kt，明显，渣量太大。 针铁矿法的关键是使溶液中三价铁离子浓度在沉积进程中坚持较低水平，如低于lg/L，老山公司巴伦厂运用的是复原氧化法，首要将溶液中的铁复原为三价，然后在三价铁离子水解的条件下将二价铁缓慢氧化成三价铁。该工艺功率较低；过滤的料液较大；动力耗费大；酸平衡难于把握；酸、碱耗费较大，设备较为杂乱。针铁矿法渣量较黄铁矾法低，关于炼锌，针铁矿法锌收回率与黄钾铁矾相同，但铜的收回率不如黄铁矾法高。针铁矿法流程中硫酸盐平衡问题未取得很好的处理，现在首要操控参加有生成不溶硫酸盐的质料(如铅)、扫除硫酸锌溶液以及用石灰中和电解液等办法坚持硫酸盐平衡。 赤铁矿法除铁最富有吸引力的是此法除铁铁渣量少，含铁高；但需求较高pH值，且能耗最高，蒸汽耗量约占全厂60％，所以运用该法除铁的单位不多。最终，三种除铁办法的操作条件比较列于表1-1，各种办法的沉积渣的首要成份列于表1-2。      表1-1  黄铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法操作条件比较表1-2 不同办法沉积渣的首要成分    六、本实验研讨内容和含义本研讨首要是在现在现有的Mn3O4制备办法研讨的根底上，研讨以钨渣为质料收回锰，用针铁矿法除铁取得纯锰化合物的办法。该法不只能够下降产品成本，改进产品的质量，因为是以钨渣作为质料，还能够削减环境污染，节约能源。    (一)本次研讨的首要内容1、钨渣的酸浸 研讨浸出剂硫酸浓度及用量对锰浸出率的影响，找出锰浸出率最高时的硫酸浓度和用量。 2、酸浸液除铁 浸出液中含有许多的铁离子，要得到比较纯洁的锰化合物就有必要将铁除到适当低的程度。研讨了针铁矿除铁进程中pH值、温度及滴定速度对除铁率的影响，找出最优条件。 （二）本研讨的首要含义      近年来，国家工业部要在全国规模内完成用Mn3O4替代高纯碳酸锰出产软磁材料，所以Mn3O4需求量日积月累。但作为锰锌铁氧体粉末首要原材料之一的四氧化三锰报价正不断上涨，报价上涨的首要原因是国内锰矿富矿根本挖掘结束，资源直销量现已锐减，电解锰出产供应商的许多减产、封闭和一些刚性需求的开释，使商场现货直销量削减，导致电解锰报价上涨。因而，寻觅其他的锰来历显得十分重要。 本研讨以钨渣为质料制备高纯Mn3O4，为新锰源的运用供给了重要的理论依据。 参考文献 [1] 马世昌. 根底无机化学反响[M]. 陕西:公民教育出版社, 1995 [2] 丁楷如, 余逊贤等,锰矿开发与加工技能[M]. 长沙: 湖南科技出版社, 1991 [3] 廖戎, 景晓明, 马晨, 等. 废旧锌锰电池的收回运用[J]. 西南民族大学学报(自然科学版),  2003, 29 (4): 420～423 [4] 张俊喜, 王丽萍, 乔亦男, 等. 废旧锌锰电池收回运用研讨进展[J]. 电池, 2002, 32 (5): 310～311 [5] 马亚芹, 龙晋明, 杜爱华,等.从废干电池中收回锌锰及电镀再运用[J]. 昆明理工大学学报, 2007,1(8): 111～113 [6] 周志明,苏文征,李坤. 由富锰渣制备无水的工艺探究[J]. 无机盐工业, 2007年03期 [7] 李红霞, 李国江.液别离收回废水中锰工艺及其别离机理的研讨[J]. 南开大学学报,2002,20 (4) [8] 李博达, 冯慈珍,普通化学[M]. 北京: 高等教育出版社,1999 [9] Ramachandran R, Rashmi. Preparation and characterization of manganous manganic oxide (Mn3O4 )[J].  Mater Elec, 2002, 5 ( 13) : 257～262 [10] 潘其经. 四氧化三锰的制备办法与开展远景[J]. 我国锰业,1998,16(3):51～55 [11] Hua Y, Lin Z, Yan Z. App lication of microwave irradiation to quick leaching of zinc silicate ore[ J ]. Minerals Engineering 2002, 15: 451～456 [12] 吴胜云, 朱春华, 四氧化三锰的制备办法及商场展望[J]. 我国锰业,1997, 15( 4) : 49～51 [13] Abdel Basir SM, Mahmoud A Rabah. Hydrometallurgical recovery of metal values from brassmelting slag[ J ]. Hydrometallurgy, 1999,53: 31～44 [14] 伍喜庆, 四氧化三锰的制备办法[J]. 我国锰业, 1996, 14 (1): 37～41 [15] M. Mozaffari, F. Ebrahimi, S. Daneshfozon. Preparation of Mn–Zn ferrite nanocrystalline powders via mechanochemical processing[J]. Journal of Alloys and Compounds，2007, 10: 1～3 [16] Tan, Z. Z.. Manganese metallurgy[M].Changsha: Central South University Press,2004. [17] 李洪桂.稀有金属冶金学[M].北京：冶金工业出版社,2001 [18] 莫似浩主编. 钨冶炼的原理和工艺[M]. 北京: 轻工业出版社, 1995 [19 戴艳阳, 钟海云, 张立. 钨渣酸浸与钠碱熔融收回钽铌的研讨[J]. 稀有金属与硬质合金.2008,（2）:6～9 [20] 戴艳阳, 钟海云. 钨渣中有价金属的归纳收回[J]. 中南工业大学学报2003,(1): 36～39 [21]陈家镛，于淑秋，伍志春．湿法冶金中铁的别离与运用．北京：冶金工业出业出版社，1991 [22] M.R.C. Ismael, J.M.R. Carvalho.Iron recovery from sulphate leach liquorsin zinc hydrometallurgy[J].Minerals Engineering  2003),(16 )31～39

用酸溶性钛渣作质料比钛铁矿作质料有以下长处。     a.因为钛渣中的TiO2含量高，产品总收率可进步2%~3%，并可节省相应的储运、枯燥、原矿破坏的费用；     b.因为钛渣中钛含量高、铁含量低，因而酸耗也明显下降，每吨钛的酸(H2SO4)耗可节省25%~30%，但反响时硫酸浓度较高；     c.无副产品硫酸亚铁，也不需求用铁屑来复原，防止废铁屑带进的杂质对成品质量的影响；     d.能耗低，可节省0.6t蒸汽/钛，节电8%、节油或燃气4%、节水5%、节省制作本钱12%；     e.工艺流程短，可省去复原、亚铁结晶与别离和浓缩3个工艺操作进程；     f.反响生成的钛液稳定性好，晶种增加量也较少；     g.废酸，废水、废渣排放量以每吨钛计比普通钛铁矿酸解工艺要少得多，三废管理的费用相对少。      因为酸溶性钛渣在高温冶炼时要参加复原剂(无烟煤)，因而产品中不含Fe2O3而含有二价的FeO和金属铁，所以在酸解进程中不只不需求参加铁屑来复原高价铁，有时因为三价钛含量过高还要参加少数的氧化剂。别的因为酸溶性钛渣中二氧化钛含量高、总铁含量低、不含有Fe2O3,因而反响时放热低，需求蒸汽加热的时刻较长，反响时的硫酸浓度要求较高(91%)老练和浸取的时刻较长。       图1为运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的酸解反响进程，从图中能够看出：反响前的80min为加酸、投矿和拌和的进程，此刻的压缩空气流量为600m3/h，随后加稀释水7min，因为硫酸稀释放热温度从50℃升至80℃，然后通蒸汽加热25min温度上升至120℃，主反响当即开端，在5min内温度从120℃猛增至200℃左右。主反响期间保持约15min，从加稀释水前20min到主反响期间压缩空气的流量增大至800~1000m3/h,保温吹气0.5h，此刻压缩空气量可降至500m3/h，中止吹气老练约4h，在此期间温度从190℃缓慢降至85℃，接着在不超越90℃的情况下浸取约7h，浸取期间拌和用的压缩空气流量约800m3/h,所得钛液的相对密度为1.550g/cm3。[next]     图2是一个运用加拿大QIT索利尔酸溶性钛渣的工艺流程和物料平衡示意图。

在电炉熔炼的1600~1800℃的中温条件下，除铁的氧化物被复原外，还有适当数量的TiO2被复原为贱价钛的氧化物(只要在更高的温度下，TiO2才被复原生成TiC和金属钛而溶于铁水中)。     在钛渣熔炼出炉后的冷却结晶过程中，大部分钛的氧化物与其他碱性较强的金属氧化物化合构成二钛酸盐(如FeO·2TiO2、MgO·2TiO2、MnO·2TiO2)，并与A12O3·TiO2、Ti3O5等构成黑钛石固熔体。也有少数偏钛酸盐等构成塔柱石固熔体，还有少数钛的氧化物进入硅酸盐玻璃体。钛渣熔体在空气中冷却时，其间部分贱价钛还会被氧化生成游离TiO2,当这种氧化发生在温度>750℃时，氧化产品主要是金红石型TiO2。生成了金红石型TiO2，就不能被硫酸所溶解。因而出产酸溶性钛渣，很重要的一点是在高温期尽量让其保持在复原气氛，不让空气氧化。     钛渣酸溶标明，黑铁石固熔体的钛氧化物最易溶于硫酸，金红石型TiO2不溶于硫酸。因而作为酸溶性钛渣应满意以下几点：①应含有适量的助溶杂质(主要是FeO和MgO)以及一定量的Ti2O3，以使钛的氧化物尽可能存于黑钛石固熔体中；②在工艺上采纳喷水冷却，可防止高钛渣与空气触摸氧化生成不溶于硫酸的金红石型TiO2,一起也可加速冷却速度。一般温度在＜750℃时，其钛的氧化产品为锐钛型TiO2，而不是金红石型TiO2；③像前独联体那样，在熔炼后期参加废钛屑，进步钛渣的复原度，防止高温被氧化成金红石型TiO2。     经分析攀枝花矿酸溶性钛渣物相标明，其渣中钛氧化物90％以上进入黑钛石固熔体中，有4%~7%进入硅酸盐相，有1%左右以金红石型TiO2方式存在。     钛渣中的Fe2+、Mg2+、Mn2+、Al3+为构成黑钛石固熔体供给了必要的二价和三价金属离子，它们具有安稳该固熔体的效果。其间FeO·2TiO2和MgO·2TiO2是最易溶于硫酸的，即FeO和MgO具有促进钛渣中钛氧化物溶于硫酸的效果，是酸溶性钛渣不行短少的助溶杂质。这两种氧化物增加了钛渣与硫酸的反响热，反响式如下：                             FeO+H2SO4===FeSO4+H2O+113.4kJ/mol                             MgO+H2SO4===MgSO4+H2O+163.8kJ/mol     经核算，攀枝花矿钛渣与硫酸的反响热比砂状钛铁矿(含TiO251%)只低15％左右。MgO是攀枝花矿钛渣与硫酸反响的重要热量来历，它占悉数反响热的42％左右。在酸解攀枝花矿钛渣时，当加热蒸汽压力>0.6MPa时，其反响速率较快，反响最高温度可达200℃左右。攀枝花矿钛渣具有杰出的反响功能，可满意硫酸法钛白出产的要求。     我国一些研讨和出产单位曾研制成酸溶性好的钛渣，其TiO2含量达75%~78%，当TiO2含量超越80％时，酸溶性便大为下降。一般运用档次高的钛渣时，需求运用更浓的硫酸才干使其酸解。用两广钛铁矿和用攀枝花钛精矿都能炼制出酸溶性好的钛渣。上海东升钛厂曾在年产2000吨硫酸法钛白出产设备上，完成了用南边流程出产的酸溶性好的钛渣制取出BA-0101型钛。

钨精矿分化的滤渣含钪0.3%～0.4%，是收回钪的重要质料。 傅世业对钨渣经电炉还原熔炼所得的焙炼渣中，别离提纯钪进行了研讨。通过还原熔炼，钨渣中的铌、钽、钨、铁和锰等生成铁合金；而钪、铀及钍等富集于溶渣中，见下表。 表  钨渣和还原熔炼渣的成分    （%）熔炼渣用水调浆，加工业在80～90℃下浸出0.5h后，加软锰矿作氧化剂，恒温下拌和3.5h，固液比1∶6～7∶1。抽滤别离出滤液，用串级萃取收回钪。 在萃取时，先用50%仲辛醇的火油溶液，十二级逆流萃取除铁。萃余液用5% N263的火油溶液四级逆流萃铀，硫酸反萃得铀产品。萃铀余液用少数硝酸调理酸度，P350火油溶液二级逆流萃钍，有机相用碳酸钠溶液反萃钍。最终萃余液用P204 单级萃取钪。富钪有机相用洗刷后，溶液反萃得到氢氧化钪。再用溶解，草酸沉积，700～750℃下灼烧0.5h，得到白色疏松状的氧化钪，钪的收回率大于80%，其工艺流程见图1。图1  钨渣还原熔炼渣提取钪的工艺流程

1、职业道德1.1、职业道德基本知识1.2、职业守则    （1）遵章守纪，精心操作    （2）爱岗敬业，忠于职守    （3）认真负责，确保安全    （4）刻苦学习，不断进取    （5）团结协作，尊师爱徒    （6）谦虚谨慎，文明生产    （7）勤奋踏实，诚实守信    （8）厉行节约，降本增效    （9）自爱自强，立志钛业。2 、基本知识2.1、钛冶炼基本知识    （1）钛的资源和发展概况；    （2）钛及其化合物的性质、制取、用途；    （3）镁法炼钛的基本知识。2.2、质量基础知识    （1）质量管理体系基础知识；    （2）质量分析基本知识；    （3）质量统计基本知识。2.3、安全、消防和环境保护知识    （1）起重设备指挥基本知识；    （2）电工学基本知识    （3）消防基础知识；    （4）安全生产、工业卫生及环保的有关法律法规；    （5）安全规程。2.4、机械制图基础知识识图知识；2.5、计算机基本知识    （1）计算机基本知识；    （2）计算机控制基本知识。2.6、法律常识    （1）劳动法相关知识。    （2）合同法相关知识。3.工作要求    本标准对初级、中级、高级和技师技能要求依次递进，高级别包括低级别的要求。3.1 初级 [next] 3.2、中级3.3、高级[next] 3.4技师4.  比重表4.1理论知识4.2技能操作

在我国和前苏联的一些铁矿石中含有少数铌。我国包头白云鄂博铁矿中含Nb2O50.1％～0.15％，TFe30%～38%，TRE5%～6%,归纳使用价值高。但包头铌矿藏在铁矿体内散布很散，嵌布粒度细（均匀0.02mm），现在没有有有用的选矿富集铌的办法，主要靠钢程中收回，即中贫铁矿和铁精矿在高炉（1800m3）炼铁时铌被复原进入铁水（含Nb0.06%～0.1%）,稀土则进入高炉渣中（含REO13％～15％），高炉铁水在平炉或转炉炼钢时铌被氧化进入炼钢渣中。前期平炉渣中可达Nb2O50.5%～0.7%。然后再以平炉渣为质料，在小高炉（55m3）中进行第2次炼铁，所得含Nb为0.5％～1.3％的铁水，再进转炉吹炼铌渣。转炉渣化学成分为：Nb2O57%～9%，MnO50%～60%，TiO21.8％～2.3％，TFeO5%～10%,SiO215%～25%,P2O54％～10％。这种转炉渣有多种处理办法，这儿列出两种。       一、电炉复原出产低档次铌铁       为了别离渣中的游离铁和下降磷含量，选用分步熔炼法，第一步依据P2O5和FeO先于Nb2O5复原的原理，操控复原剂（焦炭）用量和下降炉温，以及参加脱磷剂（NaCl∶Na2CO3＝1∶1）等条件进行脱铁去磷；脱铁后的炉渣参加焦炭在电炉中第二步熔炼铌铁。所得低档次铌铁的成分为：Nb14%～16％，Si＜2％，MnO40%～60%，P1%～2%，C6%～8%。将这种铌铁细磨然后氧化，所得含氧化铌的富集物再用酸浸出，接着溶剂萃取氧化铌产品。       二、提锰富集铌工艺       炉渣含Mn50%～60%，提取锰能够富集铌。为此，使用炉渣中的锰是以贱价Mn2＋形状存在的特色，在200～230℃下用硫酸铵焙烧转炉渣，反响为：   MnO＋（NH4）2SO4＝MnSO4＋2NH3↑＋H2O       焙烧熟料然后用水浸出锰，所得锰浸出液含锰达80～100g/L，锰收回率95％，浸出渣中铌档次进步一倍以上，可用于制取含铌＞30％的中级铌铁或接萃取流程提取氧化铌。办法的长处在于：尽管焙烧时炉渣中的FeO也能和硫酸铵反响生成FeSO4，但因为是水浸，浸出液的pH值为5～6，而Fe2＋在pH＝2时便发作水解沉积，故锰浸出液纯度高，搅扰最大的杂质铁的去除大大有利电解锰的提取；因为硅不被浸出，过滤顺利。

粗铋碱性精粹产出的碱性碲渣，其成分已列于下表，其间含Te6～30%，是收回碲质料。 一、工艺流程 出产碲的流程如图1。图1  碲出产工艺流程图 二、首要技能条件 （一）球磨与浸出。碲渣装入湿式球磨机磨至100～120目，液固比为1∶1，每批球磨4小时，然后将球磨液泵至浸出罐，用水稀释至原体积的三倍，加温至80～95℃，拌和6小时后弄清。上清液成分为（克／升）：Te30～32，Se2～3，Bi＜0.1，Pb0.01～0.03，Fe＜0.1，As0.1～0.3，Sb0.1～0.2，Ca＜0.1，Zn＜0.1，游离NaOH30～32。 （二）净化。净化的意图是除掉重金属杂质和SiO2。加Na2S使重金属杂质变成硫化物沉积，每升溶液参加Na2S量一般为1.5～2.5克，反应为： Na2PbO2＋Na2S＋2H2O＝PbS↓＋4NaOH 参加适量CnCl2，使SiO2生成硅酸钙沉积，其反应为： Na2SiO8＋CaCl2＝CaSiO8↓＋2NaCl 操控溶液含NaOH量为25～35克／升，液温85℃以上，当滤纸呈棕灰色即为结尾。 （三）中和。中和的意图是使转化为TeO2，一起为了脱硒，加温至60～80℃，用稀硫酸（酸∶水＝1∶4）中和至pH4.5～6，生成TeO2沉积，反应为： Na2TeO3＋H2SO4＝TeO2＋Na2SO4＋H2O 鼓风拌和、过滤、TeO2沉积用沸水洗刷后，其化学成分为（%）：Te70～75，Se＜0.1，Cu＜0.1，Pb0.5～1.5，SiO24～5，Bi0.2～0.4，Sb0.2～0.3。 （四）煅烧。煅烧的意图是为了进一步脱硒。煅烧温度300～450℃，恒温1～3小时，当TeO2呈黄白色即为合格品。 （五）造液。TeO2能溶于NaOH溶液，反应为： TeO2＋2NaOH＝Na2TeO3＋H2O 每千克TeO2参加0.55～0.65千克NaOH，液固比为5∶1，液温90℃，溶液密度大于1.36克／厘米3，静置两天后运用。 （六）电积。电解液为净化后的溶液。其化学成分为（克／升）：Te180～220，NaOH80～100，Se＜0.3，Pb＜0.003，Cu＜0.003。室温下电积，电流密度40～60安／米2；同极距为50～110毫米；槽电压1.5～2.8伏；电解液循环补加新液，使溶液含碲大于100克／升；阳极选用铁板，阴极选用不锈钢板；电解周期5～12天。 通直流电后，碲在不锈钢阴极板上分出，阳极开释氧气。 （七）铸型。出槽后，用木锤轻敲阴极，将分出碲敲碎落入不锈钢桶内煮洗，可先加少数草酸，煮洗36小时后，再用蒸馏水煮洗48小时。将洗净的分出碲烘干，坩埚熔铸，铸型温度为480～600℃可加少数硼砂扒渣，铸锭表面吹风冷却。 三、首要设备 （一）球磨机。φ600×1000毫米，转速45转／分。 （二）浸出罐，中和罐，净化罐。各一个，选用夹套式珐琅反应釜（φ1000×1500毫米），机械拌和。 （三）真空泵。SZ－2二台。 （四）电解槽。六个，钢板衬胶，790×600×640毫米。 （五）硅整流器。GZH3－40型一台，100安，50伏。 四、产品用处 碲用于半导体工业温差发电与温差致冷；作冶金添加剂，改进钢铁和铜，铅及其合金的功能；还用于有机化工组成作催化剂，用于玻璃、陶瓷工业作染色剂。 五、产品质量 一号精碲的化学成分（%）：Te≥99.99，Cu≤0.001，Pb≤0.002，Al≤0.001，Bi≤0.001，As≤0.0005，Fe≤0.001，Na≤0.003，Si≤0.001，S≤0.001，Se≤0.002，Mg≤0.001。 六、其它办法收回碲 （一）还原法。还原法是将TeO2粉末配入面粉作还原剂，在坩埚内还原熔炼，待白色蒸气挥发完后，加硼砂扒渣。所产出之碲锭含碲99%，可用作冶金添加剂和玻陶染色剂。 （二）可溶阳极电解。阳极板由含碲99%的粗碲铸成，阴极选用不锈钢板，选用电解液，含NaOH 80～100克／升，Te 90～100克／升，室温，电流密度50～100安／米2，槽电压1.5～2伏。可产出1号精碲。

硫铁矿烧渣在选别之前，通过筛分预处理。筛下产品经磁选－重选的联合工艺流程来制取铁精矿，而筛上的部分含S量比较高，有4%左右。为了不至于白白浪费此部分资源，所以用筛上的产品来收回S，到达充分利用烧渣的意图。 从工艺矿藏学视点看，磁铁矿和赤铁矿属氧化矿类，而磁黄铁矿等含硫矿藏属硫化矿类，因而能够选用反浮选法脱除磁铁矿精矿中所含的硫化矿杂质。因为硫首要赋存在磁黄铁矿中，而对其它几种硫化矿来说，磁黄铁矿的可浮性最差，若能将磁黄铁矿浮出，那大部分的硫将会被分离出来，到达收回硫的意图。 浮选工艺规划为一粗一精两段流程。因为筛上等级比较大，所以要事先进行磨矿。恰当的磨矿能够使烧渣中的磁黄铁矿表面的氧化膜及杂质吸附物得以剥磨和铲除，以新鲜的表面分子结构与药剂作用，然后可使硫的收回率进步。持续进步磨矿细度，烧渣中的磁黄铁矿极易被氧化和过破坏，加速了矿藏的氧化和泥化进程，使其可浮性下降。 在挑选药剂时，首要针对磁黄铁矿的浮选来进行药剂的组合。用硫酸铜、作为活化剂，硫酸和石灰调整pH值，丁基黄药和中性柴油作捕收剂，2#油为起泡剂。 近来对黄药类捕收剂作用机理的研讨以为黄药类捕收剂在硫铁矿藏表面大多是发作电化学吸附。黄药由烃基（R－）和亲固基（－OCSS－）组成，起捕收作用的是（ROCSS－）阴离子。因为磁黄铁矿表面的不均匀性和晶格缺点多，很简单在表面发作氧化复原反响，发生阴、阳区。在磨矿进程中，溶解氧很简单使磁黄铁矿氧化并生成部分可溶性盐，跟着碱性进步，氧化速度加速，结果在矿藏表面生成亲水性的Fe（OH）2薄膜，阻碍了捕收剂的吸附。因而跟着矿浆减度的进步，磁黄铁矿收回率下降比较显著。当pH值小于5时，因为黄药的不稳定性，黄药水解的黄原酸很快地自发分化，生成了CS2和ROH，然后使黄药失去了捕收作用。因而，当pH值过低时，磁黄铁矿的收回率也不高。当pH值＜5时： ROCSSM ROCSS－＋M＋， ROCSS－＋H2O＝ROCSSH＋OH－， ROCSSH→CS2＋ROH 当矿浆pH值呈碱性时，因为磨矿时氧的存在，使矿藏表面自由电子削减，氧是一种很好的电子接受体，可攫取晶格上的自由电子：O2－＋H2O→2OH－ FeS→Fe2＋＋S Fe2＋＋2OH－→Fe（OH）2 在酸性介质中，烧渣中的磁黄铁矿表面亲水性氧化膜，能够被酸溶去，使其显露硫化物表面，有利于捕收剂的吸附，然后使磁黄铁矿得到活化。因为酸对设备具有必定的腐蚀性，对环境保护也有必定的影响，所以宜在弱酸条件下进行，pH值取6.5左右。 收回硫的工艺流程如图1所示：将预先筛分的硫铁矿烧渣筛上各等级产品，在棒磨机中磨矿10min，磨矿浓度为70%；浮选时pH值调整为6.5左右，粗选和精选的药剂准则分别为：CuSO4100g／t、50g／t，Na2S150g／t、60g／t，丁黄120g／t、60g／t，2#油作为起泡剂。得到的硫精矿产品含S档次为30%以上，收回率为47.83%。浮选进程中，泡沫有结板的现象，所以在其他条件不变的情况下，参加六偏磷酸钠作为分散剂调理矿浆，泡沫情况有所改进，但作用不是很显着。后来用中性柴油替代六偏磷酸钠，泡沫情况显着得到改进，并且能够进步浮选速度和黄药的捕收才能，刮出量增大，刮泡时刻也可由本来的5分钟降为4分钟左右。终究能够得到硫档次为38.67%，收回率为54.60%的硫精矿，根本上到达了收回硫的意图。    图1  收回硫

通过添加改性树脂，可明显提高试样在埋炭和空气条件烧后的中低温强度，但不同温度埋炭气氛烧后试样的强度高于相同温度空气气氛烧后的。添加改性树脂对材料的抗氧化性略有负面影响，可能因为改性树脂对成型性能有不利的影响，气孔率较高导致。添加改性树脂的新型滑板使用效果明显优于普通不烧滑板，连滑率从1.3次提高至2.2次。结合铁合金厂铝钛渣的化学组成，按六铝酸钙理论组成中氧化铝和氧化钙的比例关系，对铝钛渣和活性石灰进行配料。 　　将基础配方87.0%的铝钛渣和13.0%的活性石灰置于高速研磨机，研磨1h.将研磨后物料加入5%水，低速混炼20min，利用活性石灰水化形成石灰乳作为结合剂，采用半干法成型，成型压力50MPa.成型后试样经110℃保温2h干燥后，分别在1400℃、1450℃和1500℃条件下，保温2h烧成，试样编号分别为前列～No.3。用日本电子JSM6480LV型SEM扫描电镜观察不同温度煅烧后试样断口的微观结构及组织形貌。用阿基米德法测量烧后试样的体积密度和显气孔率。 　　六铝酸钙材料相组成的分析试验通过XRD法，对比分析了煅烧温度对固相反应合成六铝酸钙材料的相组成。各配方试样的主要矿物组成包括主晶相六铝酸钙相和少量的刚玉相，随着煅烧温度的升高，六铝酸钙相衍射峰强度有逐渐增强趋势。

硫化铁矿（黄铁矿和磁黄铁矿）是制取硫酸的主要质料。与黄铁矿共生的金，不适合于直接用化法提取金。通常是将浮选得到的黄铁矿硫化物精矿，先在700～850℃下进行焙烧脱硫，产出的含SO2烟气用于制取硫酸，而焙烧后的烧渣再用于提金。烧渣的主要成分是赤铁矿和一些磁铁矿，一般烧渣中含金0.5～3g/t。但烧渣中金的粒度很细微，多灾0.01mm以下，并且大多为包裹金。用单一的磨矿办法难以达到金的单体别离。只要经过焙烧、水淬后再磨矿，才能用化法提取其间的大部分金。工业上黄铁矿烧渣中收回金的流程如下图所示，金的化浸出率77%，洗刷率98%，锌置换率99.8%，金的总收回率71.6%。所得化金泥含金品位在0.4%左右，可作为一步精炼金的质料。图  从黄铁矿烧渣收回金流程

在我国和前苏联的一些铁矿石中含有少数铌。我国包头白云鄂博铁矿中含Nb2O50.1％～0.15％，TFe30%～38%，TRE5%～6%,归纳使用价值高。但包头铌矿藏在铁矿体内散布很散，嵌布粒度细（均匀0.02mm），现在没有有有用的选矿富集铌的办法，主要靠钢程中收回，即中贫铁矿和铁精矿在高炉（1800m3）炼铁时铌被复原进入铁水（含Nb0.06%～0.1%）,稀土则进入高炉渣中（含REO13％～15％），高炉铁水在平炉或转炉炼钢时铌被氧化进入炼钢渣中。前期平炉渣中可达Nb2O50.5%～0.7%。然后再以平炉渣为质料，在小高炉（55m3）中进行第2次炼铁，所得含Nb为0.5％～1.3％的铁水，再进转炉吹炼铌渣。转炉渣化学成分为：Nb2O57%～9%，MnO50%～60%，TiO21.8％～2.3％，TFeO5%～10%,SiO215%～25%,P2O54％～10％。这种转炉渣有多种处理办法，这儿列出两种。       一、电炉复原出产低档次铌铁       为了别离渣中的游离铁和下降磷含量，选用分步熔炼法，第一步依据P2O5和FeO先于Nb2O5复原的原理，操控复原剂（焦炭）用量和下降炉温，以及参加脱磷剂（NaCl∶Na2CO3＝1∶1）等条件进行脱铁去磷；脱铁后的炉渣参加焦炭在电炉中第二步熔炼铌铁。所得低档次铌铁的成分为：Nb14%～16％，Si＜2％，MnO40%～60%，P1%～2%，C6%～8%。将这种铌铁细磨然后氧化，所得含氧化铌的富集物再用酸浸出，接着溶剂萃取氧化铌产品。       二、提锰富集铌工艺       炉渣含Mn50%～60%，提取锰能够富集铌。为此，使用炉渣中的锰是以贱价Mn2＋形状存在的特色，在200～230℃下用硫酸铵焙烧转炉渣，反响为：   MnO＋（NH4）2SO4＝MnSO4＋2NH3↑＋H2O       焙烧熟料然后用水浸出锰，所得锰浸出液含锰达80～100g/L，锰收回率95％，浸出渣中铌档次进步一倍以上，可用于制取含铌＞30％的中级铌铁或接萃取流程提取氧化铌。办法的长处在于：尽管焙烧时炉渣中的FeO也能和硫酸铵反响生成FeSO4，但因为是水浸，浸出液的pH值为5～6，而Fe2＋在pH＝2时便发作水解沉积，故锰浸出液纯度高，搅扰最大的杂质铁的去除大大有利电解锰的提取；因为硅不被浸出，过滤顺利。

从火法精粹Ag－Zn渣中回收银。质料组成列于下表。 表  银渣的组成（%）一、工艺流程。 首要有必要将银渣中的银进一步富集，别离银与铋后再提银，其工艺流程如图1。图1  从银渣中回收银工艺流程图 二、首要技能条件。 焙烧是先将银渣配入5～6%的CaO作粘结剂，前期低温焙烧，温度550～650℃，时刻4小时；中期缓慢升温至750℃，时刻2～3小时；后期升温至850℃，时刻2～3小时。焙烧在反射式焙烧炉内进行，焙烧中物料有必要常常翻动，充沛氧化，焙烧后物料呈疏松粒状，灰色，含银10%左右。 浸出：因为铋与锌的氧化物溶于稀而银不溶解，银的氧化物即便溶解也生成AgCl沉积。焙烧渣经球磨至－60目，选用稀二段逆流浸出。 一次浸出：液固比3∶1，浓度1.5%，常温拌和1～2小时，静置弄清，抽出上清液。 二次浸出：液固比3～4∶1，浓度15%，浸出温度90℃左右，保温拌和1～2小时，浸出银渣成分为（%）；Ag 80～85，Bi1～2，Zn＜0.1，银入渣率96～98%，铋浸出率高于99%，锌浸出率高于99%。 复原熔炼与开始火法精粹：在小转炉内用重油加热进行熔炼，熔炼温度1200～1300℃。配料比：纯碱为浸出银渣量的8～10%；为2～3%；复原煤为渣量的3～4%。熔炼时刻16小时左右，清渣后粗银档次（%）：Ag93～96，Bi1～3，Sn0.5～1。之后持续用风管向银液中鼓入压缩空气，并加适量Na2CO3与NaNO3进行碱性精粹，氧化精粹时刻4～8小时，至合金中含银高于97%时，铸成阳极板。银在转炉中熔炼与精粹的直收率达95%以上。 银电解：阳极用双层涤纶袋套住，阴极用2毫米厚不锈钢板；电解液成分（克／升）：Ag60～120，HNO3 4～15，pb＜]，Bi 0.2～0.5：电流密度250～400安／米2；槽压0.6～2.2伏，同极距6～7厘米。在阴极分出银粉。电解液运用一段时刻后，当杂质含量升高时，可选用热分免除铜。用银粉铸成电银，档次达99.95～99.99%。银阳极混含银高于40%，含金10%左右，用作提金的质料。 提金：假如选用氯化溶液电解法提金，则在出产过程中积压金量太大，所以宜选用溶解－复原湿法提金，其工艺如图2所示。 三、首要设备。 焙烧反射炉一台，炉膛2.6米2；球磨机一台，浸出罐二台，其间一台选用机械拌和夹套式珐琅反应釜，另一台选用机械拌和的浸出槽；置换槽一只：小转炉一台，银电解槽选用30升有机玻璃槽；300安硅整流器一台；铸型坩埚炉一台；提金设备一套。图2  湿法提金工艺流程

黄开国  王秋凤     跟着矿产资源的日趋削减及废渣对环境污染所形成的影响，再生资源的归纳运用日益成为急待处理的问题。在我国每年尚有几十万吨含银300g/t左右的锌浸出渣得不到收回运用。某厂[1]用浮选法处理了一部分渣，收回了一部分银，但因其现用药方欠佳，在酸性的锌渣矿浆顶用丁基铵黑药（BN）浮选，设备腐蚀严峻，银的收回率不高，仅60%～65%。某单位[2]提出用H2SO4 llkg/t，Na2S 1.8kg/t，BN 0.64kg/t从酸性锌浸出渣中浮选银的计划，银精矿中含银3535.7g/t，银收回率60.05%。本文针对上述问题，对浮选药方进行了改善，并取得了显着作用．     一、改善的根据     众所周知，从浮选的视点看，硫化矿比氧化矿简单浮选。对锌渣来说，其间的和被氧化的硫化银不易浮选，导致整个银的收回率较低。由反应式[3]     1/2Ag20（aq）＋1/2H20＋OH-=Ag (OH）2-     可知Ag20能够Ag (OH) 2- 状况存在，参加Na2S后，其沉积浮选同Ag+ 的沉积浮选具有相似性。所以，拟从Ag+ 硫化沉积浮选实验成果，供给改善锌渣浮选药方的根据，然后进步锌渣中银的收回率。     （一）Ag+ 的硫化沉积浮选     配AgNO3溶液0.01mol/L，每次取样1mL，参加40mL浮选槽中，则Ag+ 的初始浓度为2.5 ×10-4 mol/L，按图1所示流程浮选Ag+。    Ag+ 的硫化沉积浮选成果（见图2)标明，恰当参加Na2S对Ag+ 进行硫化浮选作用最好。不加或少加作用都不好，过量也不需要；一起还标明，用丁黄药(BX）作捕收剂的作用比丁基铵黑药（BN）好。    （二）pH对Ag+ 沉积浮选的影响     图3标明pH对Ag+ 沉积浮选的影响。很显着，在酸性或强碱性介质中,Ag+的浮选作用都不好，中性介质作用最好，并且进一步显现用BX比BN作用好。    （二）捕收剂的混合运用     图4给出了BX与BN按不同份额混合运用的浮选成果，它标明两者不同份额混合运用都比独自运用作用好，而以mHX ：m HN为6：4为佳。    （四）起泡剂RB与醇EA比较     RB是运用化工副产品为质料加工而成，报价低廉。与EA比照实验成果（见图5)标明，RB的用量低40%，银收回率还比用EA高，选用RB比EA显着优胜。    二、改善的新药方及实验成果     以上述Ag+ 硫化沉积浮选实验为根据，对某厂锌浸出渣进行浮选收回银的实验研讨，试样多元素分析、银的物相分析测定成果如表1和表2所示。由此可见，锌浸出渣中存在高含量的银。银的物相除硫化银外，还有和其它形状的银，增加Na2S可使和表面被氧化的硫化银转化为硫化银得到收回。 表1  试样多元素分析成果 ω/%元素Ag/（g·t-1）ZnPbCuFeSSiO2含量488.4920.454.170.48619.598.356.08 表2  试样中银的物相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率41 8.45386 79.5914 2.8944 9.07485 100     规划由Na2S作调整剂，BX作捕收剂与辅佐捕收剂XY混合运用，RB为起泡剂组成的新药方，进行了一次粗选、一次精选、一次扫选的闭路实验，闭路实验的流程图见图6。可取得含银4369.73g/t，收回率79.44%的银精矿（见表3)，档次和收回率都得到明显的进步，成功地收回了锌渣中的银。 表3  闭路实验成果产品名称产率γ/%档次β/%收回率ε/%Ag/（g·t-1）ZnPbAgZnPb银精矿 尾矿 原矿9.05 90.95 100.004369.73 112.60 498.1030.49 16.32 17.604.00 5.42 5.2979.44 20.56 100.0015.68 84.32 100.006.84 93.16 100.00    银精矿的物相分析成果见表4，与表2又比照可看出，试猜中占8.45%，硫化银占79.59%；银精矿中为1.96%，而硫化银占94.21%，阐明银基本上以Ag2S方式收回。 表4  银精矿藏相分析成果硫化银金属银其它形状银算计银含量/（g·t-1） 散布率86 1.964132 94.2132 0.73136 3.104386 100     所选用的新药方，增加Na2S，一方面硫化了锌渣中的非硫化银，有利于银的收回；另一方面调理矿浆的酸碱度至适合的pH6～6.5，防止在酸性锌渣矿浆中浮选对设备的腐蚀。增加比BN作用好的捕收剂BX，又参加辅佐捕收剂XY，强化了对锌渣中银的捕收。增加RB替代醇，用量少，起泡功能强且又廉价。     三、定论     本研讨在Ag+ 硫化沉积浮选实验基础上，改善从锌渣中浮选银的药方，以Na2S作调整剂，硫化锌渣中非硫化银，调整浮选矿浆pH；用XY辅佐捕收剂与BX合作，强化对锌渣中银的捕收；用起泡功能强、报价廉价、用量少的RB替代醇起泡剂，从含银498.10g/t的锌浸出渣中浮选银，取得含银4369.73g/t，银收回率为79.44%的银精矿。为从“抛弃的”锌浸出渣中浮选银，供给了新的药方，对运用再生资源，减轻环境污染，收回宝贵银金属，具有十分重要的工业价值和经济含义。     参考文献     1 白秀梅．含银铅锌矿中银的浮选实验研讨．矿产归纳运用，1982（2）：15     2 吕文福．难处理矿石中伴生金银归纳收回的研讨．吉林冶金,1990（4）：10     3 邱永嘉．大学化学手册．济南：山东科学出版社，1985. 277 RECOVERY OF SILVER FROM ZINC LEACH RESIDUES BY FLOTATION Huang Kaiguo   Wang Qiufeng ABSTRACT     Up to now，the silver from zinc leach residues hasn't been recovered satisfactorily. In view of this situation，this paper has studied the effects of Na2S，pH，collectors kinds and dosage on silver ion（Ag+）sulphide-precipitation．Based on this，the flotation prescription of silver from zinc leach residues has been improved．Using sodium sulphide（Na2S），butylxanthate and subsidiary collector XY，RB as conditioner，combined collectors，forther，respectively，this study has recovered silver from zinc leach residues succesfully．The results indicate：using the improved flotation prescription，the concentrate containing silver 4369.73g/t，recovery 79.44% can be obtained from zinc leach residues containing silver 498.l0g/t．This study has offered basis and new drug rule for recovery of silver from zinc leach residues．It has an important economic value．     Key words   zinc leach residues；silver；flotation      本文原载《中南工业大学学报》1997年12月 第28卷第6期    ☺

铬铁冶炼渣简称铬渣，是冶炼铬铁合金时产生的固体废渣，这些固体废渣如果不及时进行科学有效的处理，将会对环境和人类健康造成极大的威胁，而回收铬铁合金渣不仅可以获取一定的经济收益，也为铬渣的下一步处理和回收打下铺垫。 铬渣中含有一定量的铬铁合金颗粒，回收这些铬铁合金颗粒可获取可观的经济效益，那么怎样回收其中的铬铁合金颗粒呢？众所周知，铬铁合金的比重较大，而固体废渣的比重较小，利用重选法从铬渣中回收铬铁合金在理论上是可行的，为此我们对铬铁渣的跳汰选矿进行了深入的研究和实践工作，最终获得非常好的回收效果，也证明的跳汰机回收铬铁合金的可行性。 铬渣中的铬铁合金被包裹在废渣中，要想回收铬铁合金必须对铬铁渣进行破碎，使铬铁合金与废渣单体解离，在这种状态下可最大程度回收铬铁合金颗粒，利用跳汰机对破碎后的铬渣进行跳汰选矿，回收8～30mm粒级粗粒铬铁合金，对跳汰机尾矿进行再次粉碎，再回收0～8mm细粒铬铁合金颗粒，整个过程实现了对粗细铬铁合金的全部回收，获取最大的经济效益。 铬渣硬度较大，必须采用鄂式破碎机进行第一道破碎工艺，第二道细碎处理可采用棒磨机等设备进行。粉碎后的铬渣可销向新型建材厂制成新型建材，基本实现了对铬渣的全部回收利用。

镍渣是冶炼镍铁合金时产生的固体冶炼废渣，这些冶炼废渣中仍存在少量的镍铁合金颗粒，由于镍铁价格高昂，回收这些镍铁冶炼渣中的镍铁颗粒可获得较为可观的经济效益，同时也减少了对固体废渣对土地的侵占和对环境的污染，那么镍渣的处理方法和处理设备是什么呢？ 镍渣按照其形成的方法可分为干渣和水渣，干渣多成块状，性脆易碎。水渣的形成是干渣在融熔状态下淬水形成的细小颗粒，比重较小，性硬脆。因此，干渣和水渣的处理方法上也存在一定的区别，例如：干渣多为块状，镍铁颗粒嵌布在块状干渣中，要想回收这些合金颗粒，必须经过破碎，研磨打破连生体状态，使渣与合金颗粒分离。而水渣由于淬水后渣与合金已全部单体解离，基本不需要破碎与研磨即可进入分选流程。 区分了干渣与水渣之后，我们再来了解一下镍铁合金的组成。镍铁合金中镍含量高于7则称为是高镍，低于7则称为低镍。而这些合金随镍含量的提高导磁性逐渐下降，当镍含量达到14时，镍铁合金颗粒几乎没有任何磁性。因此要想分选出这些镍铁合金颗粒，处理需要知道镍渣是干渣还是水渣之外，还需知道合金为低镍合金还是高镍合金。 对于高镍合金，由于其导磁性较差，采用磁选方法和磁选设备难以获得较好的分选指标因此需要考虑采用重选的方法予以回收处理。镍铁合金的比重较大，废渣的比重较小，利用重选的方法很容易从镍渣中回收镍铁合金，但前提是必须使镍铁合金与固体废渣单体解离。 对于低镍合金，其自身带有磁性，采用中等强度磁场的磁选设备即可对其进行高效的分选，使分选过程更为简单方便。 回收了镍铁合金后的固体废渣可以销向新型建材厂作为新型建材的原材料，添加剂等，基本实现对固体冶炼废渣的全部回收利用，且整个回收处理过程不对环境产生二次污染。

铜冶炼渣选矿与自然矿石相比，选矿多一道炉渣缓冷工序，这也是渣选矿与自然矿石选矿最大差别之处，钢冶炼炉渣实际是一种人造矿石，这种矿石中的铜矿物颗粒与相组成取决于炉渣冷却方式与冷却速度，炉渣的冷却方式有三种：自然冷却、水淬、保温冷却+水淬，其中保温冷却+水淬有利于铜的浮选回收。炉渣中铜矿物的结晶粒度大小和炉渣的冷却速度密切相关，炉渣缓冷有利于铜相粒子迁移聚集长大，即在炉渣的缓冷过程中，炉渣溶体的初析微晶可通过溶解-沉淀形成成长，形成结晶良好的自形晶或半自形晶，同时有用矿物因此扩散迁移、聚集并长大成相对集中的独立相，使其易于单体解离和选别回收。 目前，我国铜冶炼渣年产1100万吨，含铜27.5万吨，是二次铜资源的重要组成部分。铜冶炼炉渣的处理方式主要有火法贫化、湿法浸出和选矿富集几种。火法贫化的弃渣含铜高、能耗高、环境污染严重;选矿富集工艺虽然渣缓冷场占地面积大，基建投资较高，但铜回收率较高，选矿尾渣含铜可以控制在0.3%以内，并且渣中金银回收率较高、能耗低、成本低，因而被广泛应用。国内采用选矿富集处理铜冶炼渣的企业主要有白银有色集团、江西铜业集团、铜陵有色集团、大冶有色集团及祥光铜业集团等。 江西铜业贵溪冶炼厂、山东阳谷祥光铜业冶炼厂目前已成功应用“铜冶炼渣缓冷—半自磨+球磨—铜矿物浮选。”新工艺，有效解决了铜冶炼渣中铜晶体粒度过细导致难以单体解离、常规破碎因冶炼渣中夹带冰铜块导致的中细碎设备生产能力和运转率低等一系列技术难题，实现了钢冶炼渣中铜的有效回收。3年应用数据表明，对于含铜2.7%左右的铜冶炼渣，获得的铜精矿品位大于26%，尾渣品位含铜低于0.3%。 白银有色集团排渔场堆存的白银炉渣约为700万吨，并且毎年还在产出新的白银炉渣约30万吨。因白银炉与其他铜冶炼工艺的差异，决定了白银炉渣性质的特殊性，其选矿工艺及技术指标也有不同。为实现该二次资源综合利用，白银有色集团140×10 4t/a渣选矿系统于2012年5月投产，并于2012年年底达产达标，该项目采用“铜冶炼渣渣包缓冷—粗碎+半自磨+球磨—铜闪速浮选—中矿集中返回再磨”。新工艺代替冶炼过程的贫化电炉工艺后，每年可减少冶炼过程中SO2的排放量270t，渣尾含铜降低至0.28%，年回收铜金属2.2万吨。 刘春龙针对某铜冶炼炉渣选矿后铜尾矿品位较高的问题，开展了炉渣选矿试验研究，把中矿单独再磨再选改为返回二段球磨分级再磨，对药剂制度进行优化，重点保证一段浮选的药剂用量，强化对粗粒级和中粒级矿物的捕收。当炉渣含铜2.9%时，获得的铜精矿含铜26.20%、铜回收率92.26%，铜渣选矿尾矿铜品位降低至0.25%。王国红针对贵溪冶炼厂铜冶炼炉渣缓冷工艺提出了解决“渣包放炮”和“翻出红包”的多项措施，指出了延长渣包使用寿命、及时报废更新渣包、保证渣包使用安全、降低生产成本的途径。 云南某铜冶炼渣含铜0.62%、含铁35.58%，主要含铜矿物为黄铜矿、蓝铜矿和辉铜矿，铜矿物与主要脉石矿物橄榄石等嵌布关系复杂，嵌布粒度细微。王祖旭等人研究在细磨条件下、以冰铜为“载体”进行“载体浮选”，获得的铜精矿中含铜21.30%、铜回收率86.20%。

铜精矿中含的铋，在炼铜进程中富集在转炉烟尘中。这种烟尘假如回来铜体系进行还原熔炼，必然会进步粗铜中铋的含量，当阳极板含铋量大于0.05%时，会给铜的电铜精粹带来困难。所以，从确保电铜质量和归纳收回铋考虑，都有必要从铜转炉烟尘中收回铋。 一、在铜熔炼进程中铋的行为 铋在铜熔炼中的分配如图1所示。图1  铋在铜熔炼中的散布 在铜转炉操作中，铋先以Bi2S3形状存在于冰铜中，在高温下分化，一部分铋以金属形状存在，在转炉吹炼进程中，铋以金属形状蒸发。因为金属铋在高温时易蒸发，铋的蒸气压在1250℃时为9.066×103帕，1300℃时为20.532×103帕，所以，只需坚持转炉处于高温状况，就能使粗铜中的铋坚持在0.05%以下。 二、从转炉烟尘中收回铋 （一）硫酸浸出转炉烟尘。转炉烟尘经过文氏塔净化，因为洗刷水含有稀硫酸，实际上是转炉烟尘的稀硫酸浸出进程。 转炉烟尘的成分列于表1。 表1  铜转炉烟尘成分其间铜、锌和铅首要呈硫酸盐状况存在，铜和锌的硫酸盐溶解进入溶液，铅的硫酸盐不溶解，而铋与锡以氧化物形状存在，锡的氧化物不溶解，而铋的氧化物约有10%可进入溶液，而90%的铋留在浸出渣中，作为收回铋的质料。 其工艺流程如图2所示。图2  从转炉烟尘中收回铋工艺流程 （二）浸出渣的湿法浸出。浸出渣成分列于表2。 表2  浸出渣成分（%）选用H2SO4－NaCl混酸浸出，浸出机理如前所述，食盐与浓度对铋的溶解度的影响如图3所示。图3  食盐浓度和硫酸浓度对铋溶解度影响 实践中选用二段逆流浸出，铁屑置换，产出海绵铋，熔化后铸成粗铋。 技能条件及目标： 浸出液组成：H2SO4 100克／升，NaCl 100克／升；液固出（4～5）∶1；室温浸出，机械拌和2小时。 铋浸出率高于95%；从浸出渣至海绵铋的收回率达90%左右；铁屑耗量为理论量1.3倍；海绵铋档次高于65%。 三、浸出渣的其它处理办法 华东地区某厂处理浸出渣时，首要对浸出渣进行还原熔炼，产出铅、铋合金，铸成阳极进行铅、铋电解，铅在阴极分出，铋进入阳极泥，再将阳极混熔铸成粗铋，其工艺流程如图4。图4  浸出渣的火法－电解工艺流程 技能条件及目标 还原熔炼配料比：干料100，纯碱20～30、铁屑5～15、煤粉5～10；熔炼温度1100～1250℃；炉时：16小时。 铅铋电解液成分：总酸230克／升、游离酸为H2SiF6 120克／升左右、铅离子100克／升左右；电流密度50～150安／米2；槽压0.3～0.7伏；室温电解。 铅与铋熔炼直收率均在90%以上；铅铋合金成分含Pb 65%～75%、Bi 20%～30%；铅铋电解阳极含Pb 78%～80%、Bi 18%～20%、Sb 0.7%～1.5%；分出铅含Pb 99.9%、Bi 0.003%。阳极泥含Bi 75%～85%、Pb 5～10%、Sb 5%～10%。 设备：还原熔炼反射炉一台，焚烧重油，熔池面积8米2；铅铋电解设备一套。 华中地区某厂，对浸出渣进行还原熔炼，产出铅铋合金，由华东地区某厂直接进行火法精粹，产出一号精铋。

德尔尼铜矿是20世纪六七十年代发现的大型铜钴矿床，现已建成日处理原矿石8kt，年处理240万t的采选联合体系，每年将有100多万t的尾矿进入尾矿库。德尔尼尾矿含铁40.7%、硫38.5%、铜0.35%、锌0.81%、金0.44g/t、银7.6g/t、钴11.3g/t。铁、硫含量高，有价金属含量丰厚，具有极为可观的开发利用价值。硫铁矿制酸烧渣经处理后可制得合格铁精粉外售，一起烧渣中含有Cu、Co、Au、Ag等有价金属元素，因而硫铁制酸烧渣作为二次资源，是一种很好的归纳利用质料。    一、试验物料硫精矿首要用于欢腾焙烧制酸，一起余热发电，焙烧温度一般控制在800～900℃。为模仿实践出产状况，欢腾焙烧试验温度控制在850℃，产出的烧渣为后续试验供给试样。     硫精矿含Au0.32g/t、Ag6.47g/t、其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.31、Co0.073、Zn0.29、TFe44.9、TS47.9、MgO 0.25、CaO1.11、SiO21.22。硫精矿粒度很细，其间-0.074mm占90.67%，-0.038mm占55.37，对过滤及焙烧除尘发生晦气影响。硫精矿堆密度2.35g/cm3。     硫精矿经850℃欢腾焙烧后，烧渣含Au 0.22g/t、Ag 6.22 g/t，其他多元素化学分析成果（%）：Cu0.45、Co0.11、TFe63.4、TS1.42。可见，烧渣中Fe、S、Cu元素均未到达合格铁精粉的要求；Cu、Co元素均得到富集。烧渣堆密度1.30g/cm3。     二、试验进程及试验成果与评论    （一）酸浸试验     1、浸出时刻对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度100g/t，液固比2∶1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表1。 表1  浸出时刻对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe170. 1762. 001. 97274. 4464. 721. 42374. 4465. 621. 44478. 7062. 000. 98676. 4963. 701. 35     由表1可见，铜、钴浸出率跟着酸浸时刻增加而，当浸出时刻超越4h，铜、钴浸出率不再进步；考虑到实践出产状况，挑选酸浸时刻2h。     2、初始酸浓度对浸出率的影响     酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，液固比2:1，酸浸时刻2h，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，试验成果见表2。 表2  初始酸浓度对浸出率的影响酸浸时刻渣计浸出率/%CuCoFe2057.2647.371. 544061.5350.090. 446070.0858.261. 698076.4963.701. 7510070.0857.351. 7112067.9457.351. 9016076.4965.521. 7520074.3662.791. 46     由表2可见，当酸浓度在20～80 g／L时，跟着酸浓度的增加，铜、钴浸出率升高，酸浓度80 g／L时，浸出率最高；再持续增加酸浓度对铜、钴浸出率影响很小。归纳考虑出产本钱、设备要求及后续工艺等要素影响，取初始酸浸浓度40 g／L。     3、还原剂对浸出率的影响     别离选用钠与二氧化硫气体作为还原剂。酸浸条件：850℃的欢腾炉烧渣，初始酸浓度100 g／，液固比2:1，酸浸温度80℃，酸浸渣水洗4次，酸浸时刻2h。试验成果：钠作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为74.36%和64.61%；二氧化硫气体作为还原剂时铜和钴的浸出率别离为80.77%和71.87%。     与表2成果比较可见，参加还原剂对铜、钴浸出率均有进步，且二氧化硫气体作为还原剂的铜、钴浸出率进步更显着。考虑到工业实践状况，主张通入二氧化硫作为还原剂。     4、水洗次数对脱硫的影响     酸浸、过滤后，增加新水拌和、过滤，每次拌和时刻为10 min，液固比1.5∶1。分析酸浸渣中硫元素，试验成果见表3。     从表3可见，对未通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗5次均可将硫降低到0.1%以下；对通入S02酸浸得到的酸浸渣，拌和水洗6次硫含量仍在0.4%左右；考虑到工业出产实践状况，可选用稠密洗刷——过滤洗刷——1～2次拌和水洗。 表3  水洗次数对脱硫的影响初始酸浓度 ／（g·L-1）酸浸渣S 含量／%水洗次数200. 264次(未通S02)200.0715次(未通S02)400.214次(未通S02)400.0625次(未通S02)1000.264次(未通S02)1 000.  105次(未通S02)400.565次(通入S02)400.386次(通人S02)     5、循环酸浸对浸出率的影响     酸浸条件：850℃欢腾炉烧渣，初始酸浓度40g/L，液固比1.5∶1，酸浸温度80℃，酸浸时刻2h，未通入S02，将过滤后的40%酸浸液量回来浸出，一起补加硫酸及水，酸浸条件同上。酸浸渣水洗2次，试验成果见表4。     由表4可见，从酸浸渣元素分析来看，循环酸浸基本上不影响铜、钴、铁的浸出率；从酸浸液分析来看，循环酸浸可进步溶液中铜、钴浓度。     （二）归纳酸浸     依据酸浸试验得到的最佳工艺参数进行归纳酸浸，酸浸条件：初始酸浓度40 g／L，液固比1.5：1，酸浸温度8 0℃，酸浸时刻2h，通入S02，酸浸渣水洗7次。成果标明，渣计铜、钴浸出率别离到达了70.08%、60. 07%，而液计铜、钴浸出率仅50.67%、49.65%。原因为试验及化学分析等存在累积差错，这儿以渣计为准。 表4  循环酸浸对浸出的影响样品酸浸渣／%渣计浸出率/%酸浸液/（g·L-1）每吨烧渣耗酸量/tCuCoFeSCuCoFeCuCoFeH2So410.170.05165.691.0763.6753.722.991.260.35.4126.518.920.180.05464.630.8961.53514.562.040.57.9330.428.4     （三）调理PH 酸浸液中硫酸浓度20～30g/L，考虑到本钱及试剂特色，用石灰石调理PH= 1.5～2.0，然后过滤，过滤送人萃取。试验标明，石灰石用量大约为每立方酸浸液18kg。     （四）铜萃取试验 萃取齐选用选用Lix984N，稀释剂为火油。选用一段萃取，比较1:1，萃取剂浓度5%，拌和3～5min。成果标明，铜萃取率到达93.6%，钴、铁简直不被萃取。 负载有相机相选用180 g/L H2S04反萃，比较1:1，拌和3～5min。成果标明，铜反萃取率到达93.8%。     （五）化提金试验     取归纳样酸浸渣，液固比1.5∶1，用Ca(OH)2调理PH=10.5～11，活性炭用量20～30g／L，NaCN量别离为每吨酸浸渣3～10kg，浸出时刻24、48h。     成果标明，Au、Ag的浸出率别离仅为37.5%、26.7%。因为烧渣中金银含量过低，选用全泥化-炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行。     （六）除铁、沉钴试验     除铁条件：80℃、石灰石调理PH5左右、参加H2O2氧化剂（或通人空气）、时刻2.5h。成果标明，除铁率>99.9%，石灰石消耗量每立方萃余液22kg。     用Na2C03沉钴，PH=8～8.5,80℃。成果标明，沉钴率>98.5%，Na2C03消耗量每立方萃余液3kg。     三、定论     (1)选用欢腾焙烧——酸浸——萃取——除铁沉钻工艺可得到合格的铁精粉(Fe>65%、S     (2)酸浸工艺参数：一段酸浸、初始酸浓度40g／L、酸浸温度80℃、浸出时刻2h、通入S02作为还原剂、酸浸渣拌和水洗7次。铜、钴渣计浸出率别离为70.08% .60.07%；     (3)铜萃取率93.6%，反萃率93.8%，萃余液除铁率>99.9%，沉钴率>9 8.5%；     (4)用全泥化——炭浆法收回烧渣中金银经济上不可行，Au、Ag化浸出率别离为37.5%、26.7%。

我国的钨矿床具有多金属共生的特色，钨冶炼现行工艺以碱浸为主，简直一切的钨碱浸渣（以下称钨渣）中都含有少数的Ta，Nb，Sc等有价金属，国内钨渣中Ta2O5＋Nb2O5总含量（质量分数，下同）达0.54%～0.65%，而钽铌矿中钽铌氧化物含量达0.02%以上便具有工业挖掘价值；一起，钨渣中WO3含量达4%～7%，Sc2O3含量达0.02%～0.04%，亦具有较大的归纳收回价值。但是，现在我国钨冶炼厂对钨渣的收回处理基本上还停留在简略收回钨、部分收回钪的阶段，而对钽铌均未进行收回。查询成果表明，我国钨冶炼厂近20年来产出的钨渣已高达60多万t，钨渣的堆存使有价金属资源未能充分利用，并对环境构成污染。因而，跟着矿产资源的不断耗费和对这些金属的需求不断增大，有必要对钨渣中有价金属进行归纳收回。在此，作者对钨渣中W，Ta，Nb和Sc的收回工艺进行研究。 一、试验办法 （一）试验质料 试验用钨渣试样由国内某钨冶炼厂供给，粒度小于180μm的钨渣占95%以上，其化学成分见表1。 表1  钨渣的元素分析w∕%（二）工艺流程 试验选用的工艺流程见图1。图1  钨渣中钽铌收回工艺流程图 （三）试验分析办法 试验进程中选用分光光度法分析钨含量，选用X射线荧光分析法分析钽、铌含量。 （四）工艺进程基本原理 1、焙烧水浸进程 钨渣中含有很多的铁、锰及少数的钨、锡、钽、铌、钪等。苏打焙烧时生成溶于水的钨酸钠、硅酸钠以及难溶于水的钽酸钠、铌酸钠，经水浸过滤后使钽、铌与钨、硅开始别离，钨以钨酸钠的方式进入溶液，钽、铌以钽酸钠、铌酸钠的方式进入渣中。但在水浸进程中，硅酸钠只要部分进入溶液，其余部分仍留在水浸渣中。 2、稀酸脱硅 若水浸渣直接经高酸浸出，则易呈现硅胶，下降杂质浸出率及浸出渣的过滤功能。因为硅酸在必定条件下可构成溶胶，溶胶中的溶质能穿过普通滤纸和滤布，当改动条件（如温度、酸度、时刻等）时又很简略聚合分出，因而，低温时可选用稀酸快速处理，在硅酸聚合沉积之前过滤，以除掉大部分硅。 3、高酸浸出 稀酸脱硅渣除掉了部分铁、锰、钙等杂质，但仍有大部分杂质留在渣中，可选用高酸浸出除掉。在高酸浸出时，钽酸钠、铌酸钠转化为溶解度小的钽酸和铌酸，绝大部分留在渣中，而大部分杂质铁、锰、钙等被浸出进入溶液，到达钽铌富集的意图。高酸浸出的首要反响如下： NaTaO3＋HCl＝HTaO3＋NaCl， NaNbO3＋HCl＝HNbO3＋NaCl。 高酸浸出时，酸度越大，杂质的浸出率越高，而钽铌的丢失也越大。 二、试验成果及评论 （一）苏打焙烧及水浸 选用正交试验调查了苏打焙烧水浸进程中苏打用量、焙烧温度、焙烧时刻、水浸液固比、水浸时刻、水浸温度等要素对钨浸出率的影响。成果表明，上述前3个要素对钨浸出率的影响顺次减小，后3个要素的影响不明显。苏打用量n、焙烧温度T、焙烧时刻t对钨浸出率的影响见图2～4。 归纳各要素的影响，断定本进程的最佳条件为： a.苏打用量为理论量的6.0倍； b.焙烧温度:850～950℃； c.焙烧时刻:50min； d.水浸液固比:6∶1； e.水浸时刻:90min； f.水浸温度:95～100℃。 在以上最佳条件下进行验证试验，成果表明，钨的浸出率可达80%。总的来说，钨浸出率不高，这首要是因为钨渣中存在CaO或CaCO3，进入浸出液中的WO42－与CaO等作用生成白钨。图2  苏打用量n对W浸出率η的影响图3  焙烧温度T对W浸出率η的影响图4  焙烧时刻t对W浸出率η的影响 （二）稀酸脱硅 将水浸渣在体积分数为7%～9%的稀中激烈拌和浸出1～2min，快速过滤、洗刷，本进程的脱硅率可达60%。试验成果表明，浓度过高时易构成硅胶，不光除硅作用差，且过滤难；而反响时刻过长或过滤速度慢均易构成溶胶聚合。因而，应当严格控制稀酸脱硅的操作条件。 （三）高酸浸出 选用正交试验调查了浓度、浸出液固比、浸出温度T、浸出时刻t对钽铌收回率和富集渣中钽铌含量的影响，成果见图5～8。其间，w（C）为钽、铌收回率。 依据试验成果得出高酸浸出的最佳条件为： a.浓度:20%； b.浸出液固比:6∶1； c.浸出时刻:60min； d.浸出温度:95～100℃。1－w（Ta2O5＋Nb2O5）－w（HCl）曲线； 2－w（C）－w（HCl）曲线 图5  浓度对钽铌富集的影响1—w（Ta2O5＋Nb2O5）－w（HCl）曲线； 2－w（C）－w（HCl）曲线 图6  酸浸液固比对钽铌富集的影响1－w（Ta2O5＋Nb2O5）－w（HCl）曲线； 2－w（C）－w（HCl）曲线 图7  酸浸出温度T对钽铌富集的影响1－w（Ta2O5＋Nb2O5）－w（HCl）曲线； 2－w（C）－w（HCl）曲线 图8  酸浸时刻t对钽铌富集的影响 依照以上最佳条件进行验证试验，取得钽铌富集渣的典型成分，见表2。 表2  钽铌富集渣成分及金属收回率w∕%依据现在钽铌工业生产实践，对含Ta2O5在3%以上的物料即可选用矿浆萃取处理。因而，对试验所得钽铌富集渣能够直接进入现有的钽铌生产流程进行处理终究取得和五氧化二铌产品。高酸浸出后所得废酸液能够回来稀酸脱硅工序质猜中的钪首要富集在脱硅废液与高酸浸出液中，能够选用溶剂萃取或离子交换、化学沉积等办法提取。 三、定论 （一）该工艺可处理含0.15%Ta2O5，0.46%Nb2O5的钨渣，并取得均匀含Ta2O5达4.06%，Nb2O5达11.83%的钽铌富集渣，金属收回率达79.46%，富集渣可直接用于钽铌工业生产。 （二）试验断定了从钨渣中归纳收回有价金属钽、铌的最佳工艺条件；即:苏打用量为理论量的6.0倍，焙烧温度为850～950℃，焙烧时刻为50min，水浸液固比为6∶1。 （三）工艺流程较简略，选用的质料价廉易得，生产成本较低。 （四）钨可在水浸液中选用离子交换法收回，而钪可在浸出液中选用萃取法收回。

经过各个试验的流程比较，对该种硫铁矿烧渣而言，最理想的工艺流程为二段磁选－螺旋溜槽，并通过试验确定了最佳的工艺条件，可以得到Fe品位为62.63%，累积回收率为78.08%，S的含量降为0.23%。下表为铁精矿成分分析，数质量流程图见图1。另外，用螺旋溜槽－磁选和磁选－反浮选也可以得到较好的指标。表1  二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品名称FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32图1  二段磁选－螺旋溜槽数质量流程 以上各个工艺均是在开路条件下进行的流程试验，在二段磁选－螺旋溜槽联合工艺流程的基础上，进行了闭路流程的试验，结果与开路条件得到的铁精矿指标差不多。 昆明冶金设计研究院曾用此硫铁矿烧渣开发生产铁红产品。比较了直接用硫铁矿烧渣原料与经上述工艺选别出的铁精矿制备铁红的产品质量，用铁精矿生产出的铁红产品，质量与色泽上都明显优于用硫铁矿烧渣原料制备的铁红产品。

黄铁矿经焙烧制酸后剩余的残渣和烟尘，统称为黄铁矿烧渣或硫酸渣，简称烧渣。烧渣中首要成分是铁，其含量一般为40%~55%，部分烧渣中还含有必定数量的有色金属和金银。因此，黄铁矿烧渣是一种很有价值的归纳利用质料。现在，归纳收回黄铁矿烧渣中金银的首要办法有：浮选法、重选法、选冶联合法、化法、氯化法。    1.选用浮选从黄铁矿烧渣中收回银    八家子铅锌矿产出的硫精矿中，含银均匀档次为140~200克/吨，该矿年产硫精矿4.5万吨，含银总量为675吨。    收回银的烧渣样取自该厂烧渣厂，硫精矿经欢腾炉脱去大部分硫今后，银得到了必定的富集，烧渣中银档次为190~200克/吨。依据该烧渣的性质，烧渣不经磨矿直接进行浮选，经一次粗选、四次扫选、一次扫精，选出银精矿，丢掉尾矿，选出银精矿档次为1027~1175.55克/吨。银收回率为50.35%~54.12%。     首要技能操作条件为：矿浆PH4.5，用硫基骈噻唑和异戊基钠黑药混合捕收剂多段添加，起泡剂为2#油。选出的银精矿档次为1027~1175克/吨。银收回率50.35%。工艺流程见图一。        水口山铅锌矿年产硫精矿10万吨左右，硫精矿中含有少数金、银，金档次为1.5~2.0克/吨。银档次为15~30克/吨。这些硫精矿经欢腾炉焙烧脱去大部分硫今后，所剩余的硫铁矿残渣中金银档次相对富集，金档次为2~3克/吨，银档次为20~50克/吨，铁档次为45%~50%。[next]   依据烧渣性质，进行了摇床—浮选和单一浮选实验。摇床—浮选联合流程，摇床分选后的中矿和尾矿，经磨矿后进行浮选。工艺流程见图二，实验成果见表1。  表1    摇床重选—浮选实验目标产品 称号产率 （%）档次（克/吨）收回率（%）AuAgAuAg摇床精矿8.256.703817.115.72浮选精矿8.7815.0016140.7725.79总精矿17.0311.0010157.8831.51浮选中矿1.973.30962.013.45尾矿81.001.604440.1165.04原烧渣100.03.2355100.0100.00        从实验成果看出，选用重选—浮选联合流程，金的总收回率可达57.88%，均匀档次为11克/吨，银的均匀档次为101克/吨，收回率为31.51%。但从表中看出，摇床重选对银没有富集效果，摇床精矿银档次仅为38克/吨，还没有原烧渣高。[next]   该烧渣终究选用阶段磨矿阶段选别流程。浮选实验工艺流程见图二，实验成果见表2。 表2   浮选闭路实验成果产品 称号产率 （%）档次（克/吨）收回率（%）AuAgAuAg精矿16.4424.0106.051.1132.03精矿24.7212.581.019.5117.94总精矿11.1619.1495.4070.6249.97尾矿88.841.0012.0029.3650.03原烧渣100.003.0221.31100.00100.00      2.选冶联合流程收回烧渣中的金银    牟平磷肥厂的黄铁矿选用欢腾炉焙烧制酸，硫精矿中首要为黄铁矿和磁黄铁矿。天然金粒度很细，0.057—0.074mm粒级占11.3%。有52.5%的金小于0.01mm。天然金首要赋存在黄铁矿和磁黄铁矿的裂隙中，含砷硫铁矿物较少。在焙烧进程中，因为黄铁矿中的硫已脱去制酸。本来的金属硫化物变成了氧化物。因此使烧渣中的金相对的得到了富集，烧渣经水淬冷却后较为疏松，屡次发生裂隙和次生解理。这对磨矿和浸出作业非常有利。因此能够在不磨或粗磨的情况下。选用矿泥摇床进行重选，重选精矿进行化。工艺流程见图三。  [next]     3.黄铁矿烧渣直接化浸出提金工艺     直接化法适合处理含金3克/吨以上的黄铁矿烧渣。含金黄铁矿烧渣在进行化时，与一般金矿石或金精矿的有所不同。黄铁矿烧渣的特征、组成、金在其间赋存状况及其工艺流程，有其自己的特色。黄铁矿烧渣从焙烧炉排出之后，一般需先用水冷却，因此必须将烧渣进行脱水；难溶的含金硫精矿经焙烧之后，除对烧渣进行冷淬外，还需要进行激烈的冲刷和化学处理，进行必要的磨矿作业。     冲刷黄铁矿烧渣的意图是为了脱除硫酸铜、酸、金属氧化物、铁盐以及其它杂质。这些杂质或化合物混入到化作业中，将会添加和石灰的耗量，纯化金的溶解以及使沉积金的进程杂乱化。因为黄铁矿烧渣中的耗物质和其它活性成分特征不同。因此进行冲刷的强度也不一样，冲刷作业包含水力旋流器分级，浓缩及过滤等过程，这样做尽管使处理黄铁矿烧渣的工艺作业流程杂乱一些，但可使今后金的浸出作业中的消耗量有较大起伏的下降，并能进步金的浸出率。     例如乳山市化工厂每年排出含金黄铁矿烧渣约1.7万吨左右，均匀含银6.7克/吨，烧渣长时刻堆存，污染环境且丢失大。为归纳收回烧渣中的金，于1985年元月，在该厂内建成我国第一套大型硫酸渣提金车间，处理才能为100吨/日。     化浸出条件：碱预处理1小时，石灰用5kg/t，浸出时刻24小时，NaCN用量1.5kg/t，浸出浓度33%，磨矿细度小于0.045mm占70%，锌粉用量0.5kg/t，用量200g/t。    化浸出技能目标：金的浸出率67.97%，洗刷率97.30%，置换率97.87%，冶炼收回率97.60%，总收回率63.82%，该厂年产黄金62.5kg，白银134kg。烧渣直接化工艺流程见图四。       参考文献     1、《伴生金银归纳收回》蔡玲、孙长泉等著

1.黄铁矿烧渣及其来历      黄铁矿精矿是制酸质料。黄铁矿精矿经焙烧制酸后所剩的残渣和烟灰，总称黄铁矿烧渣（硫酸渣），简称烧渣，烧渣呈多孔结构，首要组分为赤铁矿和磁铁矿。含有银、铜和残留的少数黄铁矿和磁黄铁矿，除作为金精矿而制酸的黄铁矿烧渣中金的含量较高以外，一般烧渣中金的含量低于0.5~2克/吨以下，稍高的为5~10克/吨。      2.从黄铁矿烧渣中收回金的办法      从含金量较低的黄铁矿烧渣中收回金是比较困难的，出于经济上要合算的考虑，现在首要选用化法处理。烧渣从焙烧炉排出之后，一般先用水冷却，然后进行脱水、磨矿和洗矿。洗矿的意图是脱掉硫酸铜、酸、金属氯化物及铁盐等杂质，不然这些杂质混入到化作业中，将会添加和石炭的消耗量、钝化金的溶解并使金的沉积进程复杂化，洗矿作业包含水力旋流器分级、浓缩和过滤等过程。洗矿作业完成后，接着进行加碱（石灰）处理，将矿浆pH值调至10.5~11.5（未调前为2~3）后送化浸出，加碱处理的意图是中和矿浆中的酸，使化在碱性条件下进行，削减的耗量，进步金的浸出率。对不同性质的烧渣，碱处理的时刻不同。

在硫酸出产过程中，硫铁矿通过焙烧后发生的烧渣中，含有氧化铁和剩下的硫化亚铁以及少数铜、铅、锌、砷和微量元素钴、硒、锗、银、金等组分。据统计，我国近几年来年排出的烧渣量在2000万t左右,利用率仅为30%，剩下很多的烧渣不只占有土地，污染着环境，且这种趋势在逐年递加[1]。因而，归纳利用硫酸烧渣，提取其间有价组分，下降废渣排放量，已成燃眉之急。该实验以某高档次硫精矿为研讨目标,研讨了硫精矿焙烧及烧渣浸金的最佳工艺条件,以到达归纳收回烧渣中铁和金、削减废渣排放的意图。 一、矿样性质 某高档次硫精矿的化学多元素分析见表1。该硫精矿含硫较高，为51.6%，还含有低档次的金、银以及铜、铅、锌等元素。铜、铅、锌的含量低，无法归纳收回。金档次达0.98g/t，能够进行归纳收回。 表1  硫精矿多元素分析成果成分w/%S51.60Cu0.22Pb0.01Zn0.28Au*0.98 *w(Au)/10－6 依据硫精矿工艺矿藏学研讨成果，硫精矿矿藏组成杂乱，以硫化矿藏为主，硫化矿藏又以黄铁矿为主，白铁矿、胶状黄铁矿少数；脉石矿藏有方解石、石榴石、石英、云母等。硫矿藏单体解离程度较高，且连生体中黄（白）铁矿粒度偏细。硫精矿中金是以超微粒被包裹于黄铁矿中，须经处理才干使其解离和露出，这样才有利于金的浸取。对硫精矿进行了氧化焙烧，然后再提取金，以到达归纳收回的意图。 二、工艺流程实验 （一）硫精矿焙烧实验 1、不同焙烧保温时刻实验 焙烧保温时刻分别为6、7、8、9h，焙烧温度均为850℃，实验成果见表2。 表2  不同保温时刻的硫精矿焙烧实验成果保温时刻/h烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%668.560.191.012.08767.762.621.131.20867.366.811.310.31966.766.181.350.25 从表2可知，在焙烧温度为850℃的条件下，跟着保温时刻的延伸，烧渣的产率有所下降，但烧渣中铁金的档次均不断提高，而含硫却下降得较快。在保温时刻为8h时，硫质量分数降至0.31%。持续添加保温时刻，铁金以及硫的含量的改动不大，因而挑选最佳的保温时刻为8h。 2、焙烧温度实验 在保温时刻8h，在焙烧温度分别为750℃、850℃、950℃条件下，焙烧实验成果见表3。 表3  不同温度的硫精矿焙烧实验成果焙烧温度/℃烧渣产率/%铁品尝/%Au档次/g·t-1S档次/%75069.070.901.090.9785068.366.811.310.3195067.865.821.370.30 实验成果及烧渣的化学多元素分析成果表明∶焙烧温度850℃时，保温时刻8h，烧渣中铁品尝最高，达66.81%，金档次1.31g/t，含硫为0.31%，焙渣已到达合格铁精矿的要求，而且该温度正好在工业上硫铁矿焙烧制硫酸的温度范围内，因而焙烧温度断定为850℃。 （二）烧渣浸金工艺研讨 1、烧渣水浸除硫实验 为了归纳收回烧渣中的金，进行了浸金实验研讨。在焙烧后的烧渣中，还有残留的硫。为了将这部分硫除掉，对烧渣进行水浸。烧渣水浸实验条件∶水浸液固份额为2∶1，水浸时刻分别为15min、 45min 、60min、 90min 、120min，实验成果见表4。 从表4能够得知，跟着水浸时刻的添加，烧渣中的含硫量越来越少，当水浸时刻45 min后，硫含量改动不明显，因而挑选水浸时刻为45min。 表4 烧渣水浸时刻实验成果水浸时刻/minw(S)/%00.31150.27450.18600.16900.151200.15 为了实验便利，将一切烧渣样先进行了水浸45min，晒干后进行浸金实验。因而，以下用于浸金的试样，均是烧渣水浸45 min后的试样。 2、预处理后化浸金实验 依据硫精矿烧渣化学分析成果，烧渣中金档次1.31，其间含有影响化浸出的有害元素S、Cu、As。这些元素均可与效果，耗费，有的还耗费溶解氧，然后下降金的化浸出率，但少数的Pb盐的存在能够加快金的敏捷溶解。为此，对水浸后烧渣进行了预处理后的化浸金实验。对水浸后烧渣矿浆进行重复过滤洗刷，对浸出前后的渣进行金档次测定。条件实验有∶磨矿细度、用量、预处理时刻、化浸出矿浆浓度、化浸出PH值、用量、化浸出时刻等。实验工艺流程及条件见图1。图1  化浸出工艺流程 （1）磨矿细度实验 改动磨矿时刻，得到不同磨矿细度，进行化浸金实验，成果见图2。从图2得知，跟着磨矿时刻的添加，金的浸出率反而下降。这说明烧渣孔隙度添加，其间金颗粒现已露出出来了，细磨反而使得矿浆泥化，使泥掩盖在露出的金粒上，不利于金的化浸出，故挑选烧渣不经磨矿直接进行浸金。图2  磨矿细度对金浸出率的影响 （2）用量实验 用来那个实验成果见图3。从图3得知，不加，金的浸出率仅为37.8%；跟着用量的添加，金的浸出率也随之添加。当用量到达300g/t时，金的浸出率到达了52.3%；用量为400g/t时，金的浸出率为53.5%，比用量300g/t时稍好。归纳考虑，选取300g/t做为最佳用量。图3  用量对金浸出率的影响 （3）预处理时刻实验 用量固定在300g/t，改动预处理时刻，其他条件固定不变，实验成果见图4。从图4得知∶跟着预处理时刻的添加，金的浸出率也随之升高；当预处理时刻到达4h后，金的浸出率改动缓慢，浸出的效果改善不明显，断定预处理时刻为4h。图4  预处理时刻对金浸出率的影响 （4）化矿浆浓度实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h。矿浆浓度（以液固比来表明）实验成果见图5。从图5得知∶液固比为1.5∶1时，金的浸出率为46.3%。液固比对金的浸出率影响不大。图5  矿浆浓度对金浸出率的影响 （5）pH值条件实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，其他条件固定不变，pH条件实验成果见图6。选用石灰调理矿浆ph值。参加石灰的效果∶一是石灰能够清洁单体金和连生金的表面，使金颗粒更易化浸出；二是石灰在化过程中能够调整矿浆的pH值，使矿浆能够坚持足够高的ph值，然后是化浸出顺利进行；别的，石灰价廉易得，还能够使矿浆凝集，有利于化矿浆的洗刷。 从图6可知，跟着矿浆ph值的升高，金的浸出率改动很明显。在低pH（pH＝9）时金的浸出率很低，仅为8.4%；而当矿浆ph升高时，金的浸出率随之增大；当pH到达11时，金的浸出率达最大，为55.9%；pH持续升高，金的浸出率略微下降。这可能是因为过量Ca(OH)2会发生薄膜掩盖在金的表面，影响了金与的效果，使得浸出率下降。浸出时矿浆的pH控制在11左右。图6  化浸出ph对金浸出率的影响 （6）用量实验 的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，浸出时刻24h，用量实验成果见图7。由图7可知，跟着用量的添加，金的浸出率也随之升高。在低用量时金的浸出率很低。仅为19.3%；而当用量到达5g/t时，金的浸出率达53.8%；持续添加的用量，金的浸出率改动不大。图7  用量对金浸出率的影响 （7）化浸出时刻条件实验 化浸出时刻实验成果如图8。从图8可知，跟着化浸出时刻的添加，金的浸出率也随之升高。而当化浸出时刻为24h时，金的浸出率到达52.3%；持续添加化浸出时刻，金的浸出率改动不大。归纳考虑，化浸出时刻选取24h。图8  化浸出时刻对金浸出率的影响 （8）归纳条件实验 依据以上断定的条件进行归纳条件实验。的用量为300g/t，预处理时刻为4h，化浸出液固比为2∶1，矿浆ph值为11，用量5kg/t，化浸出时刻24h，归纳条件实验成果见表5。化浸金后浸渣的多元素分析见表6。实验成果表明，烧渣化金浸出率达51.9%，烧渣中铁品尝达66.63%，且烧渣中Cu，S，Pb，As等元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 表5 化浸出归纳条件实验成果序号烧渣Au 档次/（g·t-1）浸渣Au 档次/（g·t-1）Au浸出率/%11.320.6550.821.320.6253.0平均值                                               51.9 表6 化浸渣的化学多元素分析成分w/%Fe66.63Cu0.258S0.16Pb0.022As0.12Au*0.61 w(Au)/10-6 三、结语 （一）对含硫51.6%、金0.98 g/t的硫精矿进行了焙烧条件实验，断定选用的焙烧温度为850℃、保温时刻为8h，烧渣中铁品尝达66.81%，金档次达1.31g/t，一起烧渣中硫质量分数为0.31%。 （二）烧渣中残留硫选用水浸45min能够有用去除，使烧渣中硫质量分数下降至0.18%，契合铁精矿冶炼对硫的要求。 （三）水浸后烧渣进行了预处理化浸金工艺实验，取得金浸出率为51.9%，化浸渣中铁品尝到达66.63%，且杂质元素的含量均契合铁精矿冶炼的标准。 （四）选用实验断定的工艺及条件处理该硫精矿，能够归纳收回铁、金，到达削减废渣排放的意图。 【参考文献】 [1]罗文，许承凤.硫酸烧渣归纳利用新途径探析[J].安徽化工，2004，31（6）：42-43.

一、引言 锌的用途广泛，在国民经济中占有重要的地位[1]。随着经济的发展，一次资源日渐贫竭，利用二次资源成为必然[2]，湿法炼锌已占据世界炼锌总量的80%以上，是世界炼锌生产的发展方向，而湿法炼锌中产出的锌浸出渣造成了环境污染及资源浪费[3]，加强锌渣中有价金属的回收利用，可最大限度地利用矿产资源，提高经济效益。 湖南某集团公司是以采、选、冶为一体的生产企业，该企业每年生产数万吨金属产品的同时，也排出了几十万吨的冶炼渣，其中锌常规浸出渣中锌品位高达16.8%，受公司委托，对锌浸出渣中的锌进行了热酸浸出和浮选回收试验，取得了较好的效果。 二、原料性质 试验原料来自湖南某冶炼厂的湿法炼锌渣，原料中含锌16.8%，铁17.8%。利用X衍射分析表明，原料中锌主要是以铁酸锌(ZnFe2O4)和硫化锌(ZnS)的形式存在，没有单独的氧化锌(ZnO)，经过粒度分析可知，冶炼渣的粒度为－0.074mm占90.5%。 三、实验结果及分析 （一）温度对浸出率的影响 图1  温度对浸划翠的影晌 实验结果表明，随着浸出温度的增加，锌浸出率有所提高。当温度为90℃时，锌浸出率达到72.0%，继续增加温度，锌浸出率增加不明显，但这样还会消耗大量的能量，增加成本，因此浸出温度90℃最佳。 （二）时间对浸出率的影晌 在液－固比为3:1，浸出温度为90℃，始酸浓度250g/L的条件下，考察不同浸出时间对锌浸出率的影响，在不同时间下浸出的研究结果见图2。图2  时间对浸出翠的影响 试验结果表明，随着浸出时间的增加，锌浸出率随之提高。在浸出3小时时浸出率达到73.3%，继续增加浸出时间，锌的浸出率增长不是很明显，由于增大浸出时间工业成本也会大幅增加，因此浸出时间确定为3小时。 （三）液－固比对浸出率的影响 在浸出温度为90℃，硫酸浓度为250g/L，浸出时间为3小时，考察不同液－固比对锌浸出率的影响，试验结果如图3所示。图3  液－固比对浸出率的影响 试验结果表明，随着液－固比的增加，锌浸出率随之增加，在液－固比为4:1时，锌的浸出率达到74.2%，继续加大液－固比，锌浸出率增加不明显，但这样会消耗大量的硫酸，使浸出液残酸升高，不利后续工艺的处理，在经济上不合理。所以选择液－固比为4:1。 （四）始酸浓度对浸出率的影响 在液－固比为4:1，浸出温度90℃，浸出时间3小时，考察不同酸度对锌浸出率的研究结果见图4。图4  始酸浓度对浸出率的影响 试验结果表明，随着硫酸用量的提高，锌的浸出率有所增加，当硫酸浓度为310g/L时，锌浸出率已达75.3%，继续增加浸出始酸浓度，锌的浸出率提高不大，试验中始酸浓度选择310g/L时最佳。 （五）浮选试验 通过热酸浸出锌，使其浸出率已达到75.3%，但热酸浸出渣仍含锌4.12%，X衍射分析表明，热酸浸出渣中锌以硫化锌形态存在，这是导致热酸浸出中锌不能完全溶出的原因。为了额外回收该部分硫化锌，采用浮选方法进行处理，浮选实验采用一次粗选、一次精选的试验流程。 ——粗选药剂条件:石灰3000g/t，硫酸铜1000g/t，黄药200g/t，2#油40g/t，粗选指标:精选药剂条件为精矿品位9.7%，回收率92.4%，所以对原粗选精矿再进行精选试验。 ——对粗精矿进行一次精选，精选中加入500g/t的硅酸钠(NaSiO4)作为分散剂和抑制剂，精矿品位18.9%，回收率89.4%。 四、结语 ——某冶炼厂湿法炼锌渣中锌主要以铁酸锌、硫化锌形态存在； ——采用热酸浸出，在浸出温度95℃、始酸浓度310g/L、液－固比4:1、浸出3小时的条件下，锌浸出率为75.3%，物像分析表明，热酸浸出条件下铁酸锌已经完全溶出，但硫化锌难以溶出； ——浮选法回收热酸浸出渣的硫化锌，采用一次粗选、一次精选的浮选流程，黄药、石灰、硫酸铜、硅酸钠、2#油作为浮选药剂，可得到锌精矿品位为18.9%，硫化锌回收率为89.4%的浮选指标。 参考文献： [1]屠海令，赵国权，郭青蔚.有色金属冶金、材料、再生与环保[M].化学工业出版社，2002,66. [2]刘清，招国栋，赵由才.有色冶金废渣中有价金属回收的技术及现状[J].《有色冶金设计与研究》，200(3):22－26. [3]刘斌，王伟涛.浅谈湿法炼锌工艺的浸出渣问题 [J].《四川环境》，2007(2):105－108.

碲作为一种稀散元素，其应用领域越来越广泛。在自然界中独立碲矿床较少，碲常伴生于铜、铅、铋等矿中，在这些金属的冶炼副产中得以富集，人们一直都很重视从这些副产中分离提取碲。我国某铜冶厂铜电解阳极泥中含碲4.9%~9.3%，在碲的提取过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥中碲的含量高低不一，成分复杂，碲回收困难。本研究采取氧化酸浸的方法，从这些渣、泥的混合料中富集提取碲，取得了较好的结果。       一、试验原料       本试验所用原料为某铜冶炼厂铜阳极泥分铜渣回收碲过程中产生的碱浸渣、净化渣、碲电积阳极泥的混合渣料，其主要化学成分如表1所示。 表1  原料主要化学成分（%）成分NaSiCaCrFeCuSnTePbBiAs含量4.4425.1570.1290.2480.6514.5301.7825.19045.3006.2091.407       二、试验方法       取一定量的硫酸到1L的反应烧瓶中，在水浴上加热到一定温度，加入50g混合渣和一定量的氧化剂，到达预定的反应时间后，取样用原子吸收分光光度计分析浸出液中碲的浓度，计算碲的浸出率。       三、试验结果与讨论       （一）常规酸浸       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为0.5mol/L、液固质量比为5:1的条件下，对50g物料直接用H2SO4浸出，结果如图1所示。    由图1可知，随着浸出时间的延长，碲和铜的浸出率均增大，但铜的浸出率较高，最高可达85.85%，而碲的浸出率较低，最高只有43.91%，说明在不加氧化剂的条件下直接酸浸，混合渣中的碲无法彻底溶出。因此，以下试验采用氧化酸浸方法。      （二）氧化酸浸       1、氧化剂的选择       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，分别以Fe2（SO4）3、KMnO4、H2O2和空气为氧化剂对50g物料进行氧化酸浸，考察氧化剂种类对碲浸出率的影响。试验中Fe2（SO4）3、KMnO4加入量为10g，H2O2加入量为10mL，空气流量为10L/min。试验结果如图2所示。◆－空气；■－Fe2（SO4）3；▲－H2O2；□－KMnO4       由图2可知，采用不同的氧化剂，碲的浸出率差别较大。采用空气作为氧化剂时，碲的浸出率只能达到54.91%；采用Fe2（SO4）3和H2O2作为氧化剂时，碲的浸出率同样较低，最高不过65.59%。因此，碲混合渣的氧化浸出不宜采用以上3种物质作为氧化剂。而当采用氧化性更强的KMnO4时，碲的浸出率急剧上升，可高达90.75%，说明对碲混合渣进行酸浸时KMnO4是有效的氧化剂。根据这一试验结果，确定后续试验中的氧化剂采用KMnO4。       2、KMnO4用量对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度为3.6mol/L、液固质量比为5:1、浸出时间为5h的条件下，改变KMnO4用量对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图3所示。      由图3可知，随着KMnO4用量的增加，碲的浸出率先快速上升，然后缓慢下降，在KMnO4加入量为0.4g时碲的浸出率达到最大值91.7%。因此确定，对于50g物料，氧化剂KMnO4的用量为0.4g。    3、硫酸浓度对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变硫酸浓度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图4所示。    由图4可知，随着硫酸浓度的提高，碲的浸出率逐渐上升，当硫酸浓度从0.9mol/L提高到3.6mol/L时，碲的浸出率从83.71%上升到91.7%，但当硫酸浓度继续提高到4.5mol/L时，碲的浸出率仅上升了0.4百分点，为92.1%，而且硫酸浓度过高对后续工艺不利，因此选定硫酸浓度为3.6mol/L。       4、浸出时间对碲浸出率的影响       在浸出温度为80℃、硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g的条件下，改变浸出时间对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图5可知，随着浸出时间的延长，碲的浸出率提高，当浸出时间为5h时，碲的浸出率达到91.7%，此后再延长浸出时间对碲的浸出率没有大的影响。因此选定浸出时间为5h。       5、浸出温度对碲浸出率的影响       在硫酸浓度3.6mol/L、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.4g、浸出时间为5h的条件下，改变浸出温度对50g物料进行氧化酸浸，碲浸出率的变化如图5所示。      由图6可知，当浸出温度从40℃升高到80℃时，碲的浸出率从55.0%升高到91.7%，继续升高温度到90℃，碲的浸出率仅仅升高到92.1%。因此选定浸出温度为80℃。    （三）扩大试验       通过上述试验，确定了碲混合渣氧化酸浸的适宜条件为浸出温度80℃、液固质量比5:1、KMnO4用量0.008g/g（对原料）、硫酸浓度3.6mol/L、浸出时间5h。在此条件下对500g物料进行扩大氧化酸浸试验，结果如表2所示。   表2  氧化酸浸扩大试验结果浸出液含Te /（g/L）浸出液含Cu /（g/L）Te浸出率Cu浸出率9.358.8690.0997.81       由表2可知，在所确定的适宜浸出条件下，扩大试验碲的浸出率达到90.09%，证明氧化酸浸法能有效浸出碲混合渣中的碲，同时还可使97.81%铜被浸出。       四、结论       采用氧化酸浸法可以有效浸出某铜冶铁厂铜阳极泥综合渣中的碲。在浸出温度为80℃、液固质量比为5:1、KMnO4用量为0.008g/g（对原料）、硫酸浓度为3.6mol/L、浸出时间为5h的适宜条件下，碲的浸出率达到90.09%，同时铜的浸出率达到97.81%。浸出液可进一步提取碲和铜。

该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。 承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。 研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。 通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。 另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。 该项目是河北省国土资源厅立项的科技项目，由河北省地矿中心实验室完成，于2008年1月通过了河北省国土资源厅组织的验收。 承德超贫钒钛磁铁矿是国内著名的大庙式钒钛磁铁矿的一个亚矿种，也是近年来河北省成功开发利用的新矿种。超贫钒钛磁铁矿除富含铁元素外，还伴生有钒（V）、钛（Ti）、磷（P）等矿产。但在矿山开发利用中，绝大多数矿山企业还未综合回收利用钒、钛、磷等伴生矿产，仅少数矿山企业综合回收利用钛、磷等资源，综合回收利用率较低，大量宝贵的不可再生的钒、钛、磷等资源难以回收。为推进资源综合回收，2007年承德市国土资源局规划设计院与河北省地矿中心实验室合作，开展并完成了《河北省承德市超贫钒钛磁铁矿（尾矿）钒、钛、磷等元素综合回收利用研究》项目。 研究工作在借鉴以往“大庙式”钒钛磁铁矿伴生元素综合回收工艺的基础上，首先采用光学显微镜鉴定、扫描电镜分析、光谱分析、化学分析、物相分析和电子探针分析等方法，对矿石物质组成、矿石性质及矿石加工技术综合分析研究；选择了8个具代表性矿区，针对矿石性质，利用矿物磁化系数、比重及可浮性等物化性能的差异，采用磁选、浮选和重选等方法，对磁铁矿、磷灰石和钛铁矿的可选性进行了选矿试验对比，总结推荐出单一选铁及综合选磷、选钛流程，即“粗磨磁选、粗精矿再磨磁选－摇床－强磁选钛工艺流程”或“原矿－磁选－浮选－钛回收流程”。矿石中磁铁矿，可用弱磁法回收；钒无单独矿物，而以类质同象形式赋存于钒钛磁铁矿中，通过冶炼回收；钛铁矿中单晶可用强磁法或重磁浮联合流程回收；磷灰石可浮性良好，可用浮选法从铁选尾矿中直接回收。流程为提高超贫钒钛磁铁矿资源中钛、磷等元素综合利用水平提供了选矿工艺参考和借鉴；同时，依据现行的铁矿、磷矿地质勘查规范，在类比分析基础上提出对原矿中钛、磷等伴生组分的综合利用最低工业指标建议。 通过研究、可选性工业实验以及矿山生产实际表明，从尾矿中选钛、选磷技术上可行、经济上合理，钛、磷平均入选品位均在2%左右，磷精矿品位可达33%以上，钛精矿品位达46%以上。 另外，项目还研究了尾矿对地质环境的影响和尾矿的利用问题，提出利用建议。

钴渣的综合回收生产工艺探讨.pdf