处理锌钴渣的一种新方法
2019-03-05 09:04:34
本发明触及一种从锌钴渣中提取活性氧化锌或其它锌制品的办法，是处理锌钴渣的一种新办法，其特征在于：将锌～钴渣10份在加温40℃～90℃条件下拌和进行浸，加锌粉1～2份除杂、过滤（或用胴肟类萃取剂萃取法除掉铜、钴杂质），然后将纯洁的锌－液蒸、再过滤，之后在400℃～700℃条件下煅烧，得到纯度为99％以上的活性氧化锌。也能够将纯洁的锌－液回来至湿法炼锌（黄铁矾除铁）体系。本发明的办法工艺简略、设备防腐要求低，好操作，除杂简单，耗费低，金属回收率高。
钴渣生产电钴的实例
2019-03-04 11:11:26
电解钴是最重要的钴产品之一。国内电钴的出产质料，一般是铜、镍、铅、锌等冶炼进程产出的含钴副产品，如镍电解净化进程产出的钴渣、含钴黄铁矿烧渣等。
从含钴副产品中出产电钴的准则流程首要有两种，一是选用化学沉积法去除杂质，两段氧化沉积别离镍和钴，火法煅烧后复原熔炼得到粗钴，铸成阳极电解精粹；另一种是选用萃取除杂，萃取别离镍和钴，得到氯化钴溶液，不溶阳极电解。
金川集团公司是我国镍钴的首要出产基地，钴的年产量到达500t以上，目条件钴已构成两大出产体系，别离出产电钴和氧化钴，并产出钴盐等其他产品。出产质料为镍体系的钴渣和富钴锍。
电钴的出产以镍体系电解流净化所产钴渣为厚料，选用钴渣球磨浆化→复原溶解→黄钠铁矾除铗→除铜→二段沉钴→氢氧化钴反射炉烧结→电炉复原熔炼→可溶阳极电解工艺出产电解钴，别离钴后的硫酸镍回来镍出产体系。这是一个火法和湿法相结合的出产流程。出产工艺的流程图示于图1和图2。图1 从钴渣出产氢氧化钴的工艺流程图图2 从氢氧化钴出产电钴的工艺流程图
选用与此相似流程出产电解钴的其他供应商还有前沈阳冶炼厂、重庆冶炼厂等。
选用N235萃取净化和别离、不溶阳极电解工艺出产电解钴的首要供应商是成都电冶厂。
一、钴渣的复原浸出
镍电解体系净化产出的钴渣，首要元素组成列于表1。
表1 钴渣的首要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中首要以氧氧化物方式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风拌和条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2复原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，复原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气拌和浸出时部分Fe氧化成三价。首要化学反响可表示为：在鼓空气拌和情况下，可发作亚铁离子的部分氧化，如：复原浸出液的成分列于表2。
表2 钴渣复原浸出液首要成分二、钴浸出液的净化
浸出液中首要杂质元素是铁和铜，非有必要的有铅、锌、锰、砷等。铁选用黄钠铁矾法除掉，铜用硫化沉积法除掉，其他杂质用水解沉积法除掉。
（一）黄钠铁矾除铁
黄钠铁矾除铁的基率原理是生成难溶盐。黄钠铁矾[Na2Fe6（SO4）4（OH）12]是一种淡黄色晶体沉积，具有杰出的过滤性和洗刷性，生成进程比较复杂，需求较严格操控生成条件，首要影响要素有碳酸钠溶液的浓度、温度和pH值、晶种的参加等。详细操控条件如下：
1、碳酸钠的浓度
7%～8%的浓度，且有必要均匀参加，常用办法是运用低压风使碱液呈雾状喷入铁矾生成槽内。碳酸钠浓度高时，易生成胶状氢氧化铁，形成渣含有价金属上升，且过滤困难：浓度过低则对整个体系的体积平衡晦气，下降溶液浓度。
2、温度、氧化和pH值
除铁前溶液需经氧化，使Fe2＋氧化成Fe3＋，氧化剂一般为NaClO3，氧化温度≥85℃，铁矾生成温度≥90℃时，呈颗粒状，具有杰出过滤功能；除铁前溶液的pH值操控在1.5～1.7，氧化时刻操控在1.5～2.0h，结尾pH值操控在2.5～3.0，除铁率可达99%，溶液中Fe≤0.05g∕L；终究pH值操控在4.0～4.5时，除铁后溶掖中Fe≤0.001g∕L。
3、晶种
湿铁矾渣作晶种参加，即在除铁压滤时，在反响罐底留必定渣量，可大大加速黄钠铁矾除铁速度。
洗后铁渣成分为：0.5%～1% Co，1%～3% Ni，0%～0.4% Cu，Fe≥24%。
（二）沉积除铜
除铜的根本原理是生成难溶的硫化铜沉积。除铜作业在机械拌和的珐琅釜中进行，用量为Cu2＋∶Na2S＝1∶5。先配成饱和溶液，常温下缓慢参加釜内，初始pH＝2.0～3.0，终究pH＝3.5～4.0，由于为碱性。除铜停留时刻约30min。溶液中的铜含量可降至0003g∕L以下，一同可除掉铅。除铜的缺陷是或许部分生成NiS和CoS沉积，形成铜渣含镍钴过高，且使溶液中带入钠离子。
三、氯化水免除砷、锑
氧化水免除砷、锑的首要原理，是运用铁水解产出的肢状Fe（OH）3具有较强吸附效果，使砷、锑等杂质一道沉积。因而，砷、锑从溶液中脱除的深度，在很大程度上取决于溶液中的含铁量，一般要求溶液中含铁量为砷、锑量的10～20倍。在水解沉积前参加氧化剂，如、次或，意图是使二价铁氧化为三价铁。
四、氧化水解别离钴
运用三价钴氢氧化物的低溶度积，使钴氧化水解沉积，是出产上别离溶液中镍和钴的常用办法。
在酸性溶液中，Co2＋比Ni2＋优先氧化，且Co（OH）3的溶度积及水解沉积的pH值显着低于Ni（OH）3，在强氧化剂效果下，Co2＋被氧化而水解沉积。在氧化水解沉钴进程中，即便少置Ni2＋氧化而生成Ni（OH）3沉积，也仍对Co2＋具有氧化效果，发出发生Co（OH）3沉积的置换反响，Ni2＋进入溶液。常用的强氧化剂为或次改。
水解沉积进程中有H＋发生，有必要加碱进行中和。
在出产运用中，为了使钴和镍杰出别离，应遵照以下根本准则：
（一）参加过量氧化剂和碱，如用次为氧化制，应使NaCl∶Na2CO3＝（1.1～1.2）∶1。
（二）操控恰当的析钴率，溶液含钴高时析钴率可高些。
（三）用二次沉钴替代一次沉钴，以取得较高纯度的氢氧化钴。
沉钴作业在空气拌和槽中完结。NaClO作氧化剂时，二次沉钴的工艺进程为：一次沉钴→压滤→滤渣用二次沉钴母液淘洗→复原溶解→二次沉钴→压滤，如图2所示。二次沉钴的根本技能参数见表3。
表3 二次沉钴的首要技能参数沉钴进程中，溶液用空气拌和均匀，氧化剂有必要用压缩空气雾化均匀喷洒在液面上。一次沉钴得到的氢氧化钴中，Co∕Ni≥10；二次沉钴得到的氢氧化钴中，Ca∕Ni≥350，Co∕Cu≥200，Co∕Fe≥100。假如要求出产1号电钴，Co∕Ni比须大于600。
五、粗钴阳极板的制备
二次沉钴得到的氢氧化钴含水约50%，配入少数石油焦，在反射炉中烧结成多孔氧化钴团块，然后与脱硫剂CaO、复原剂（石油焦）及造渣剂SiO2一同装入电炉，在高温下熔炼，插湿木进行复原和拌和，使氧化钴复原成金属钴，并脱去杂质，浇铸得到含钴超越95%的粗钴阳极板，用于钴的电解精粹。
反射炉煅烧的意图有3个：
（一）使氢氧化钴脱水、分化，转变为氧化钴，并烧结成多孔的团块；
（二）参加石油焦，使氧化钴半复原；
（三）脱除部分硫。
反射炉可用煤、煤气、液化、天然气或重油作燃料。金川公司用重油作燃料，选用低压喷嘴，具有能耗低、雾化好的特色。进料配比为石油焦∶水＝100∶8，与氢氧化钴一同在拌和机内拌和均匀后参加炉内，炉温操控在1000～1100℃。
反射炉产出的氧化钴含钴76%左右，按要求配比：氧化钴∶石油焦∶石灰石＝100∶（8～9）∶（5～7）配料后装入电炉，物料表面铺少数粗钴残极，以利于起弧熔炼。炉料熔化后，操控炉温在1550～1650℃，经造渣、扒渣操作，提温浇铸成阳极板。金川公司的阳极板规格为530mm×230mm×40mm。粗钴阳极板的化学成分为Co＞95%、Ni＜0.45%、Cu＜0.65%、Fe＜1%、Pb＜0.003%、Zn＜0.002%、S＜0.6%、C＜0.05%。
六、电解精粹
金川公司选用可溶阳极和阴极隔阂电解法出产电钴。出产运用12个电解槽，规格为2060mm×790mm×860mm，运用2个槽造液。电解液为氯化物体系，阴极新液的化学成分列于表4。
表4 钴电解新液的成分 （g∕L）钴电解时的首要技能条件如下：
阳极规格及片数： 500mm×230mm×40mm，每槽22块
同极中心距： 180mm
始极片规格及片数： 540mm×520mm，每槽10块
电解温度: 55～65℃
电流密度 300～400A∕m2
槽电压： 1.6～2.2V
电解液循环量： 16～220ml∕（min·袋）
阴阳极区液面差： 30～50mm
阴极周期： 3天
钴电解阳极液的成分：阳极液和造液一同进行净化除杂，然后作为阴极新液回来电解。首要除杂作业为除镍、除铜、除铅和除铁。净化除杂的首要工艺条件列于表5。
表5 电解钴阳极液除杂首要工艺条件净化渣压滤除掉，含钴铁渣回来与镍体系钴渣一同进行浆化、复原溶解。通过净化处理，溶液到达出产电钴的阴极液的要求，即：Co＞100g∕L，Fe＜0.001g∕L，Cu≤0.003g∕L，Pb≤0.0003g／L，Zn≤0.007g∕L。
镍电解净液钴渣提钴
2019-03-05 09:04:34
镍电解时，阳极中的镍与钴一同电化学溶解进入溶液，在阳极液净化除杂质时，溶液中钴以Co(OH)3方式沉积进入钴渣。钴渣含钴6％-7％，可用来出产氧化钴，也可产出金属钴。所用工艺由钴渣溶解、浸出液净化除杂质、镍钴别离以及制取氧化钴（或金属钴）四部分组成（见图）。 在65-75℃温度下，在硫酸溶液中，参加Na2SO3将Co3+还原成CO2+并溶解： 2Co（OH）3＋Na2SO3＋2H2SO4====2CoSO4＋Na2SO4＋5H2O 溶出液在95℃，参加NaClO3将Fe2+氧化水解沉积除掉。除铁液进萃取槽，用P204萃取剂除铜和剩下铁，除铜后液再以P507别离镍钴，含钴有机相用溶液反萃取得到含Co75g/L左右的COCl2溶液。此溶液既可以在不溶阳极电解槽中隔阂电解出产金属镍；也可以用草酸沉钴然后煅烧出产氧化钴粉。电解的技能条件是：电流密度400A/m2，槽电压3-4V，电解温度60℃，电流效率94％。
钴渣的还原浸出
2019-01-24 09:37:04
镍电解系统净化产出的钴渣，主要元素组成列于表1。
表1 钴渣的主要金属元素的含量Co、Ni、Cu、Fe等金属在钴渣中主要以氧氧化物形式存在，在液固比为（3～4）∶1及机械或鼓风搅拌条件下，用硫酸调pH＝1.5～1.7，通入SO2还原溶解。但在初期未通入SO2之前，因Cl－被氧化而放出氧气，还原浸出期间Ni、Co和Cu呈二价离于进入溶液，在鼓空气搅拌浸出时部分Fe氧化成三价。主要化学反应可表示为：在鼓空气搅拌情况下，可发生亚铁离子的部分氧化，如：还原浸出液的成分列于表2。
表2 钴渣还原浸出液主要成分
钴渣制取氧化钴的生产实践
2019-03-05 12:01:05
氧化钴是钴基合金、硬质合金及珐琅，陶瓷颜料的重要原材料，国内现在年产1000多吨。氧化钴有三种不同方式：CoO、Co2O3、Co3O4，色彩和含钴量都不同。因为各厂的质料和出产条件不同，在浸出、净化和钴沉积上各有特色。
从镍体系钴渣出产氧化钴的典型出产工艺为金川公司流程，如图1所示。图1 金川公司用钴渣出产氧化钴的流程图
一、萃取除杂
黄钠铁矾除铁后液中的杂质总量仍还有约2g∕L，包含Cu、Fe、Ca、Mg、Pb、Zn、Mn等，为了得到合格的氧化钴产品，还必须进一步的净化。金川公司选用P204萃取工艺进行深度净化除杂。
P204主要成分为二－（2－乙基己基）磷酸，是一种烷基磷酸萃取剂，分子量323，无臭味，出厂规格为P204≥93%，密度0.9694～0.9700g∕cm3（25℃），黏度0.42cP（25℃），在水中溶解度0.012g∕L，10%碳酸钠溶液中溶解度为0.026g∕L，1moL硫酸溶液中溶解度为0.0017g∕L，平衡pH值时pKa＝3.5，酸性杂质为0.3%～0.4%，水分为0.3%～0.4%，其分子结构式为：萃取除杂在25级聚氯乙烯混合弄清箱中进行，溶液中的Cu、Fe、Zn、Mn、Ca等杂质进入有机相中，别离用1.2mol∕L、2.5mol∕L和6mol∕L洗Co、洗Cu、洗Fe。萃余液送P507别离镍钴。
25级别离为10级萃取，5级洗钴，4级洗铜，4级洗铁，2级弄清。
混合室：0.52m×0.52m×l.20m
弄清室：0.52m×2.60m×1.20m
萃取箱拌和桨为钛质六叶桨，直径200mm，由5台5.5kW电动机带动，转速470～500r∕min。流量由高位槽操控，转子流量计丈量。
萃取操作的技术参数为：
萃取剂： 10% P204，90%磺化火油
皂化剂： 8～9mol∕L NaOH溶液
皂化率： 60%～65%
物料流比： 有机相∶料液∶洗钴液＝0.6∶1.0∶0.06
皂化在φ2×2mPVC槽内进行。
反萃用的2.5mol∕L和6.0molL∕L溶掖内循环，别离降至0.1～0.2mol∕L或4～4.5mol∕L时更换新酸液。
除杂后液成分：二、萃钴
P507萃钴在34级萃取箱中进行，其间制锦皂5级，镍钴别离7级，洗镍5级，钴反萃6级，洗铁5级，弄清6级。萃取箱尺度、结构、拌和桨及转速等与萃取除杂相同。
萃钴操作的技术参数为：
萃取剂 25% P507，75%磺化火油
制镍皂溶液 35～40g／L硫酸镍溶液
制钠皂溶液 8～9mol∕L NaOH溶液
物科流比 有机相∶料液∶洗镍液∶反萃液＝1.0∶0.7∶0.07∶0.15
皂化在φ2×2mPVC槽内进行。
洗镍用1.2mol∕L溶液，反萃钴用2.5mol∕L溶液，冼铣用6.0mol∕L溶液（内循环）。
三、草酸钴沉积
运用沉积剂草酸铵，由草酸溶液通入自行沉积制备。运用φ2m×2m不锈钢槽，在60℃下溶解工业草酸，真空抽滤除掉残渣，溶液在机械拌和条件下通入气，至pH＝4.0～4.5时沉积结束，真空过滤得到草酸铵。
沉钴分两段进行，都在2m3珐琅釜内完结，操作条件见表1。
表1 两段沉钴技术参数四、煅烧制氧化钴
一段沉积草酸钴选用反转管电炉煅烧，电炉规格为φ0.5m×10m，转速0～2.07r∕min，倾角3°，总功率250kW，炉头温度700℃，炉中600℃，炉尾500℃。
二段沉积选用红外线炉煅烧热解，温度530℃。
硬质合金出产用的氧化钴要求松装比重在0.45～0.55g∕cm3之间，为此要求在沉钴过程中严格操控氯化钴的初始浓度、淀度及草酸铵的参加速度，以确保取得必定粒度的沉积；一起严格操控煅烧时的炉温，不致过烧或缺乏。
选冶结合从锌浸出渣中回收锌
2019-01-24 09:38:19
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.
制酸烧渣综合回收铜钴实验
2019-02-18 15:19:33
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%。
从锌浸出渣中浮选回收银
2019-02-19 09:09:04
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 ☺
新型除钴剂AnBm从湿法炼锌硫酸溶液中去钴
2019-02-21 13:56:29
湿法冶锌工艺中，钴是损害锌电积的最首要的杂质之一。电积进程中，氢在钴上的过电位较小，钴的存在会促进氢放电，并使阴极电位正移，过电位减小。跟着电积的进行，沉积物会变得越来越疏松多孔，阴极锌返溶，电流功率下降，锌的电能耗费添加，剥锌困难，锌产值下降。所以，锌电积前必定要将钴除到较低浓度。现在，湿法炼锌中首要的除钴办法有活性锌粉法、黄药除钴法、溶剂萃取法、β－酚法等。本实验学习处理重金属废水的办法，在很多实验基础上，使用一种新式廉价的除钴剂AnBm，使除钴进程简略操作，并且不会给流程引进新的有害杂质，无废气排出，除钴作用杰出。
一、实验部分
（一）实验质料
实验溶液取自云南某锌冶炼厂净液分厂，为除铜、镉后液，成分如表1；Fe3＋标准溶液：1 g/L，由分析纯硫酸高铁制造；Co2＋标准溶液：5 g/L，由分析纯硫酸钴制造；浓硫酸：分析纯，17.93mol/L；除钴剂AnBm，99％。
表1 硫酸锌溶液的首要成分 mg/LZnCoNiFeCuCd1.36×10526.3516.261.140.120.26
（二）实验办法
实验在选用单要素实验法。将100mL工作液倒入250mL高型烧杯中，水浴加热，机械拌和。除钴液过滤，测定滤液中钴、铁、锌质量浓度，核算各元素脱除率。
实验设备：HH－2型数显恒温水浴锅，控温精度±1℃；JJ－1型电动拌和器；精细pH试纸和雷磁pHsj－3F实验室pH计SHB－III A型循环水式多用真空泵。
溶液中Co2＋的测定选用亚硝基－R盐分光光度法(722型分光光度计）；Zn，Fe的测定选用火焰原子吸收光谱标准曲线法（岛津AA6300原子吸收分光光度仪）。
二、实验原理
除钴剂AnBm中含有黄原酸基团，能与溶液中的钴离子生成沉积，而黄原酸的三价钴盐的溶度积是二价钴盐的10万分之一，所以要使钴除到较低浓度，应参加氧化剂将二价钴氧化成三价钴。实验选用先加氧化剂再加除钴剂的办法去除溶液中的钴。
三、成果及评论
选用单要素实验法调查氧化剂参加量、反响时刻、反响温度、除钴剂AnBm参加量、除钴结尾pH对钴脱除率的影响。
（一）氧化剂参加量对钴脱除率的影响
氧化剂为由分析纯硫酸铁制造的溶液。别离取不同体积的1g/LFe3＋标准溶液，用除镉、铜后的硫酸锌溶液定容到100mL，其他条件：除钴剂0.32g，温度75±1℃，反响时刻1h，溶液pH4.45。实验成果如图1所示。图1氧化剂Fe3＋质量浓度对钻、铁脱除率的影响
从图1看出：随Fe3＋参加量的添加，钴脱除率快速增大；当Fe3＋参加量到达42mg/L时，也就是Fe3＋参加量为Co2＋彻底氧化成Co3＋所需理论量的1.7倍时，钴脱除率达97.5％，脱钴后液钴质量浓度降到0.7mg/L以下；一起，作为氧化剂的铁也被沉积，沉积率近100％，溶液中没有新杂质引进。
（二）除钴剂参加量对钴脱除率的影响
固定其他实验条件：加Fe3＋质量浓度至42mg/L，温度75±1℃，时刻1h，溶液pH4.35，定容体积100mL，除钴剂参加量对钴脱除率的影响实验成果如图2所示。图2 除钴剂参加量对钴脱除率的影响
从图2看出，随脱钴剂参加量的添加，钴脱除率升高；除钴剂质量浓度为2.4 g/L时，钴脱除率达97％以上，脱钴后液钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。
（三）反响温度对钴脱除率的影响
脱钴剂参加量0.24g, Fe3＋参加至质量浓度42mg/L，反响时刻1h，溶液pH 4.47，定容体积100mL，在不同水浴温度下调查温度对钻脱除率的影响。实验成果如图3所示。图3 温度对钴脱除率的影响
从图3看出，随温度升高，钴脱除率快速升高；当温度达80℃时，钴脱除率达97％以上，沉钴后液钴质量浓度低至0.8mg/L；再升高温度，钴脱除率改变不明显，未呈现钴反溶现象。
（四）反响时刻对钴脱除率的影响
脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋参加量至质量浓度42mg/L，溶液pH4.37，定容体积100 mL，
温度75±1℃，反响时刻对钴脱除率的影响实验成果如图4所示。图4 反响时刻对钴脱除率的影响
从图4看出，反响时刻对钴脱除率影响很大：反响前30min随反响进行，钴沉降率快速进步；反响30min后，钴沉积率进步缓慢；反响60 min时，溶液中钴质量浓度已降至0.64 mg/L，钴脱除率达97.4％，反响根本彻底。
（五）溶液pH对钴脱除率的影响
脱钴剂参加质量0.24g，Fe3＋质量浓度至42mg/L，定容体积100 mL，温度75±1℃，反响时刻1h。调查不同酸度对钴脱除率的影响，实验成果如图5所示。图5 溶液pH对钴脱除率的影响
从图5看出：溶液酸度较高时钴脱除功率很低：pH在4.1～5之间时除钴作用最好。pH太高会下降钴沉积作用，由于在高pH条件下，Fe3＋和Zn2＋易水解，直接下降除钴剂的作用。湿法炼锌厂硫酸锌中性浸出液的pH为4.5～5.2，根本在实验最佳范围内。
四、定论
（一）除钴剂AnBm本钱低价，为市售普通商品，质料易得。
（二）操作条件简略操控，除钴功率高于锌粉法。最佳条件下（氧化剂参加量42mg/L，脱钴剂参加量2.4g/L，反响时刻50～60min；温度70～80℃，pH 4.1～5.0之间），钴脱除功率达97％以上，溶液中钴质量浓度降至0.7mg/L以下，彻底到达电积锌的要求。
（三）出产设备简略，能够使用现有设备进行出产。
硫铁矿烧渣脱除铅、锌试验
2019-02-11 14:05:30
表1铁精矿成分分析列出了铁精矿中Pb、Zn、Cu等杂质的含量别离为0.29%、0.36%、0.32%，课题要求铁精矿中的Pb的含量要降到0.1%以下，其他的杂质脱除率越高越好，而简略的筛分、洗矿并不能显着地下降铁精矿中Pb、Zn、Cu等的含量。
表1 二段磁选－螺旋溜槽铁精矿成分分析(%)产品称号FeSSiO2PbZnCu铁精矿（Ⅰ＋Ⅱ）62.230.239.470.240.360.32关于硫铁矿烧渣中的铅、锌等其他杂质，实验拟选用酸浸的办法加以去除。稀酸能够使烧渣中的铜、铅、锌、钙、镁等生成水溶性的物质，通过洗矿、过滤等手法。便可使这些水溶性的物质从浸出液中别离，然后到达脱除铜、铅、锌、钙、镁等杂质的意图。
因为在制酸过程中，硫铁矿一般都要通过800～1000℃的高温焙烧，云峰化学工业公司在制酸过程中的焙烧温度为800～850℃，高温焙烧使烧渣中的铁氧化物结构细密而活性下降，与酸的反响速度比较慢。所以在酸浸之前，先用将硫铁矿烧渣用浓酸做熟化处理，以提高烧渣中铁氧化物的反响活性。
实验别离试用了H2SO4、HCl、HF的酸浸作用，以及用碱浸处理硫铁矿烧渣的试探性实验。假如作用好，就做进一步的实验，假如作用欠好，则用其他的办法处理。具体办法如下：别离称取20g烧渣质料4份和铁精矿4份。取其间的6份用H2SO4、HCl、HF熟化1小时，然后用稀H2SO4、稀HCl、稀HF把熟化过的烧渣，按液固比1∶2浸出24小时；别的的2份直接用浸出，液固比相同为1∶2，时刻24小时，经水洗、烘干后称重，化验。（见表2）
表2 硫铁矿烧渣酸浸、浸脱杂探究实验称号试剂S（%）Pb（%）Cu（%）Zn（%）原
渣H2SO42.840.200.360.34HCl0.760.140.310.32HF0.410.100.260.291.040.270.120.15铁
精
矿H2SO40.480.0750.210.13HCl0.210.0550.0820.097HF0.190.0580.0930.110.220.0890.0360.076
成果标明，四种试剂均能对硫铁矿烧渣中杂质的去除，均有较显着的作用。HCl和HF对Pb的脱除率比较高，相对而言，HF对几种杂质均有较高的脱除率；而浸关于Cu和Zn的浸出率较高，可使Cu和Zn的浸出率到达90%以上；用H2SO4浸出后的烧渣，S的含量有所增加，阐明用H2SO4浸出，一是会带入一部分S，增加了S的含量，二是或许水洗不完全，对酸浸后的烧渣中可溶性的硫酸盐没有清洗掉，造成了S的含量有所增加。因为硫铁矿烧渣通过上选矿工艺流程后，粒度比较细，在过滤洗刷过程中，很难对可溶性的硫酸盐清洗完全。
总归，用酸浸和碱浸的办法都能有用的将铁精矿中的Pb、Zn、Cu等杂质去除。用正交实验别离对选用不同的试剂酸浸（浸）脱杂过程中的影响要素做一详尽的研讨。酸浸（浸）工艺见图1图1 酸浸、浸脱杂实验流程图
一、HCl浸出正交实验
用三要素三水平正交实验对HCl酸浸作析因实验分析。正交表各要素、各水平如表3所示：表3 HCl酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224
正交实验不考虑各要素之间的交互效应，表4为正交实验表头规划。表4 HCl酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.059②1220.060③1330.058④2120.054⑤2230.068⑥2310.065⑦3130.059⑧3210.064⑨3320.057∑Ⅰ10.1770.1840.188∑Ⅰ20.1870.1920.171∑Ⅰ30.1800.1800.185极差0.010.0120.017从表4看出，A要素的极差值最小，B要素的极差值次之，C要素的极差值最大，因为铅的含量越小，目标越好，阐明A要素对铅的含量影响最显着，B要素次之，接下来为C要素。图2各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平常，所得的目标即含铅量应最低；同理，B和C别离为第三水平缓第二水平常铅的含量最低，即AlB3C2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HCl酸浸铅的含量为0.053%。图2 HCl酸浸正交实验位级和柱形分布图
二、HF浸出正交实验
表5 HF酸浸正交实验各要素水平取值要素HCl用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平131∶15251∶1.510381∶224
表5看出B要素的极差值最小，C和A两要素的极差值次之，阐明B要素对铅的含量影响最显着，接下来依次为C和A。图3各要素的位级和分布图标明，当A要素为榜首水平对，含铅量最低；B要素第二水平与第三水平的位极和持平，阐明在第二水平缓第三水平常，能够到达持平或许类似的目标，所以按小值取B要素的第二水平：C为第三水平常铅的含量应该最低，即B2C3A1的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，HF酸浸铅的含量0.056%。
表6 HF酸浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Pb量（%）实验号①1110.058②1220.062③1330.054④2120.060⑤2230.056⑥2310.064⑦3130.064⑧3210.060⑨3320.060∑Ⅰ10.1740.1820.180∑Ⅰ20.1800.1780.182∑Ⅰ30.1840.1780.174极差0.010.0040.008图3 HF酸浸正交实验位级和柱形分布图
三、NH3·H2O浸出正交实验
表2标明选用NH3·H2O浸对Zn和Cu的脱除率比较高，以下是浸脱Cu正交实验（见表7、表8）。
表7 NH3·H2O浸正交实验各要素水平取值要素NH3·H2O用量（mL）（A）固液比（B）浸出时刻（h）（C）水平151∶152101∶1.5103151∶224
表8 NH3·H2O浸正交实验L9（34）表头规划列号1（A）2（B）3（C）含Cu量（%）实验号①1110.036②1220.028③1330.031④2120.025⑤2230.024⑥2310.033⑦3130.027⑧3210.021⑨3320.029∑Ⅰ10.0950.0880.090∑Ⅰ20.0820.0730.082∑Ⅰ30.0770.0930.082极差0.0180.020.08表8看出C要素的极差值最小，A要素的极差值次之，B要素的极差值最大，因为铜的含量越小，目标越好，阐明C要素对铅的含量影响最显着，A要素次之，接下来为B要素。图4各要素的位级和分布图标明，当A要素为第三水平常，含铜量最低，B要素为第二水平，C要素的第二水平缓第三水平位级和持平，按小值取第二水平较优，即C2A3B2的配比是较优的实验计划。依据此条件的实验成果，NH3·H2O浸铜的含量为0.023%，其间锌的含量也降为0.067%。图4 NH3·H2O浸正交实验位级和柱形分布图
最终，铁精矿中杂质的脱除率是比较显着的。S的含量为0.21%，Pb、Zn、Cu、SiO2的含量别离为0.053%、0.067%、0.023%、8.26%。铁精矿的主要成分见表9：
表9 铁精矿的成分分析成分FeSiO2CaOSPCuZnPb含量（%）62.348.261.210.210.0120.0230.0670.053
锌渣炼锌
