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硫精矿技术指标

2019-01-03 14:43:39

硫精矿技术指标含量(ωB)%指标优等品一等品合格品优-Ⅰ优-Ⅱ有效硫(S)≥48≥45≥38≥28砷(As)≤0.05≤0.07≤0.10氟(F)≤0.05≤0.07≤0.10铅锌(Pb+Zn)≤0.5≤1.0碳(C)≤1.0≤2.0 注1：各组分含量均以干基计。注2：多金属硫精矿砷的技术指标按合同执行。注3：水分是计量依据，技术指标由供需双方议定。

钴硫精矿的冶炼工艺

2019-01-18 11:39:38

国内将含钴的黄铁矿和磁黄铁矿精矿通称钴硫精矿，是国内主要炼钴原料之一。南京钢厂、葫芦岛锌厂、湖北光化磷肥厂和山东淄博钴厂四个厂家利用这种原料。其中葫芦岛锌厂的产品是二号电钴，采用硫酸化焙烧→浸出→脂肪酸脱铁铜→沉钴→还原铸阳极→阳极液净化→隔膜电解的方法，因生产成本高，现已停产。南京钢厂曾采用氧化焙烧——烧渣中温氯化焙烧工艺，湖北光化磷肥厂采用氧化焙烧——烧渣硫酸化焙烧工艺。但由于钴硫精矿含钴太低，一般都小于0.3％，加上回收钴的工艺流程复杂，普遍无利可图，所以，这些厂在生产一段时间后，又停止了生产。山东淄博钴厂利用钴硫精矿和含钴原料生产硫化钴、氧化钴、氯化钴、硫酸钴等产品。

钴硫精矿等级质量标准

2019-01-03 14:43:39

钴硫精矿等级质量标准

钴硫精矿精矿等级分类标准

2019-01-03 14:43:39

钴硫精矿精矿等级分类标准

铅锑钴矿化学选矿

2019-02-22 09:16:34

1 铅难选氧化铅矿是指与氢氧化铁、氢氧化锰及其他围岩严密共生的砷铅矿、磷氯铅矿、铅矾及某些已严峻被氢氧化铁所浸染或在矿石中含有很多原生矿泥和赭土的氧化铅矿。这类矿石的选别选用一般的办法不易得到好成果，关于这类矿石的研讨，已从机械选矿办法逐渐转入化学选矿办法，首要包含烟化法和酸无法。烟化法计划根据具体情况而定，一般情况下，先经过机械选矿的办法，加以开始富集，然后将比较少数的物料用烟化法处理比较适合。若在浮选给矿中有许多黏土质矿泥和氧化铁，则矿石在细磨曾经预先除掉矿泥(-5μm)是十分必要的，由于这部分矿泥会很多耗费药剂，并严峻影响精矿质量，这时泥质部分可考虑用烟化法处理。在介质中浸出铅矿藏是当时处理深度氧化铅矿石的常用办法，刘智林用浸出某氧化泥化铅锌矿，铅收回率为14.22%。由于PbCl2的溶解度较高，仍有相当多的铅金属以Pb2+状况赋存于其饱满溶液中，且此办法存在经济本钱较高及设备防腐的问题。 2 锑多年来，为了进步细粒氧化锑矿的选矿收回率，国内外学者进行了许多实验研讨探究，首要包含细粒氧化锑矿的浮选、化学选矿、选冶联合工艺等几个研讨方向，但至今仍处于实验室研讨阶段。锑化学选矿工艺首要为复原焙烧-碱浸-电积。周淑珊研讨了以黄锑华为主的氧化锑矿的复原焙烧-碱浸矿浆电积法提取锑，对黄锑华进行复原焙烧，转变为贱价锑的氧化物，再比照进行酸法浸出与碱法浸出，发现碱浸速度快、浸出率高，电积含锑浸出液得到终究产品海绵锑的质量也较好。国内外学者对化学选矿进程的机理进行了相关研讨，Pavel Raschman研讨了天然辉锑矿在Na2S+NaOH溶液中的溶解动力学，经过SPPM模型断定了浸出速率控制步骤，动力学参数核算成果标明，浸出进程受固液界面Sb2S3与Na2S的化学反应和微孔扩散控制，经典的SPPM模型成果比SCM-PDC模型成果差，但SPPM模型能更好地反映进程参数(颗粒尺度、温度、Na2S浓度)对浸出的影响 3 钴由于各种钴质料的成分及含量差异，钴的提取办法较多，归纳起来能够归为两类：一类是火法-湿法联合流程，即钴质料经火法预处理，使钴开始富集，然后经过湿法提取；另一类是全湿法流程，即钴质料经湿法浸出、脱除杂质制备纯洁钴溶液和制备得到钴及其化合物。 A 酸浸现在钴酸浸首要选用硫酸浸出。兰玮锋针对非洲刚果某氧化型水钻矿，进行两段浸出，浸出渣中钴质量分数小于0.5%，钴浸出率达99%。刘俊以Na2SO3为复原剂，从水钴矿复原酸浸液中提取铜和钴，研讨了复原剂品种及用量、浸出温度、硫酸浓度等要素对水钴矿复原酸浸进程中有价金属铜和钴浸出率的影响。处理水钻矿首要的工艺流程为硫酸浸出-净化除铁-萃取别离-草酸钙沉积。浸出进程一般为非选择性，很多铁及其他杂质一起浸出，有必要选用专门工序净化除铁。一起，萃取别离中萃取设备占地面积大，设备杂乱，需求很多萃取剂。草酸沉积钴时发生很多含铵根离子废水，其处理也是个难题，且整个处理工艺流程较长。针对现有处理工艺所存在的缺乏，郭学益以刚果(金)某含铜较高的水钴矿为质料，进行复原酸浸-旋流电积选择性提取铜和钴的新工艺研讨，对浸出液进行了旋流电积提取铜和钴的探究实验研讨，得到纯度别离为99.95%、99.97%的电积铜、钴产品，铜、钴的直收率别离到达98.23% 和 94.54%. B加压浸在传统酸法浸出钴矿的进程中，很多杂质进入浸出液，净化进程杂乱，除杂剂、酸碱耗费量大。而关于铜含量较高，导致浸出液萃铜不能一次萃净的矿藏，尤为杂乱。在性系统中，浸出具有选择性，可有用削减钙、镁、铁等离子进人浸出液，净化及别离进程简略。浸液经萃铜后，再蒸得到纯度较高的钴化合物，蒸所得和铵盐回来浸出。与传统酸法处理钴矿进程比较，钴化合物的后续处理进程可显着削减废水排放量。廖元杭根据质量平衡和电荷平衡的双平衡电算指数法研讨了Co(Ⅱ)与NH3、Cl-、OH-等多种配体的合作平衡规则，经过核算制作了热力学平衡图，提醒了系统中各物质的平衡浓度与浓度和氯离子浓度之间的联系。成果标明，在该系统中仅有存在的固相物质为Co(0H)2，实验验证了热力学核算成果，两者之间的误差仅为10.13%。刘建华以刚果某钴铜氧化矿为质料，选用加压浸工艺在NH3-NH-H2O系统中浸出钴、铜，分析了各要素对钴、铜浸出率的影响。成果标明：进步cNH3/cMe有利于构成稳定性高的钴、铜合作离子;下降c/c,进步系统pH值可下降复原剂复原电位。钴浸出率可到达95.2%，铜浸出率可到达95.8%。浸出液后续处理工艺简略，及铵盐可完成闭路循环，对环境友好。 C 铵盐焙烧-浸出现在硫酸浸出、加压浸均可完成氧化铜钴矿中铜钴的收回使用，首要存在的问题是:硫酸浸出耗酸大，收回后发生高浓度硫酸铵废水污染环境；加压浸尽管能够循环使用，但出资和实践生产本钱均较高。因而，开发本钱低且无废水排出的工艺是氧化铜钴矿处理的重要课题。张明珠选用铵盐焙烧-浸出-沉积工艺，循环使用氯化铵从刚果某铜钴氧化矿中收回铜钴，实验研讨标明：在最佳工艺技术条件下，铜钴收回率别离为90%、95%，氯化铵可从饱满的沉积母液中冷却结晶出来，循环用于氧化铜钴矿的处理，整个进程不会发生废水，也不会污染空气，可完成氧化铜钴矿的低温少废高效开发使用。其焙烧机理为：该铜钴氧化矿在低于320℃时构成中间产品Co( NH3)6CuCl5，该中间产品在320℃时转化成可溶的CoCI2 、CuCI2。 D 其他工艺王亚雄针对云南某钴土矿的特色，开发了SO2浸出-离子浮选-溶剂萃取工艺，并用以归纳提取钴、锰、铜、镍等有价金属。成果标明，锰收回率大于97%，钴总收回率大于95%，镍总收回率大于90%。郑雅杰针对青海某地高砷钴矿，比较传统工艺和硝酸氧化硫酸浸出。选用惯例的硫酸浸出时钴浸出率仅为16.86%；选用硫酸化焙烧后硫酸浸出工艺，钴浸出率为67.48%；选用硝酸氧化硫酸浸出，钴浸出率为96.35%。这是由于该矿石中钴首要以类质同象方式存在于砷和铁的化合物中，硝酸能使矿石在溶液中发生分化，有利于钴的浸出。李光芒等人在二效果下用柠檬酸浸出某红土矿中的钴，钴首要与锰和硅酸盐矿藏共生。30g/L柠檬酸、10g/L二室温下处理该矿石时钴浸出率为84.5%，仅用30g/L柠檬酸处理时钴浸出率为29.1%，这是由于二溶解硅酸盐矿藏，钴从中解离，浸出率进步。

有色冶金系统硫精矿与烟气制酸

2019-02-18 10:47:01

有色冶金体系出产的硫包含矿山副产硫精矿和冶炼厂烟气制酸。1996年有色冶金体系硫精矿244.9万t。副产硫精矿的有色金属矿山遍布全国20余个省(区)，其间首要有：辽宁红透山铜矿、安徽铜陵有色金属公司、江西铜业公司、湖北大冶公司、广东凡口铅锌矿、甘肃白银有色金属公司、陕西金堆城钼业公司和云南锡业公司等。总出产才能约420万t。首要有色金属冶炼厂烟气制酸工业有辽宁葫芦岛锌厂、安徽铜陵有色金属公司、江西贵溪冶炼厂、湖北大冶公司、广东韶关冶炼厂、金川有色金属公司、云南冶炼厂和甘肃白银有色金属公司等。1996年烟气制酸才能约200万t/a，出产硫酸285.8万t(折100%)。

铜、铅、锌硫可浮性特点

2019-02-22 14:08:07

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性 (1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。捕收剂：1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。天然可浮性较1、2均弱。捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性 1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称) 1、铜硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。1)按捺铅浮铜适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用;或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。 5、锌、硫别离选用按捺硫，浮选锌的流程。捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

铜、铅、锌硫化矿的可浮性

2019-02-22 10:21:22

一、铜、铅、锌硫化矿的可浮性 1、铜矿藏的可浮性(1)黄铜矿CuFeS2，含Cu 34.57%。斑岩铜矿。捕收剂：初级黄药、黑药。机理：化学吸附，与铜离子作用生成黄原酸铜;物理吸附，以双黄药方式吸附与Fe3+离子表面。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]，均在碱性介质中运用。 H2O2、NaClO经过过氧化作用而下降其可浮性，在酸性介质中运用。活化剂：CuSO4。 (2)辉铜矿和铜兰的可浮性(归于次生铜矿) 辉铜矿Cu2S:含Cu 79.83%，天然可浮性最好。铜兰 CuS:含Cu 64.4%，天然可浮性很好。捕收剂：初级黄药，黑药，PH值1~13。机理同上。按捺剂：Na2OS3、Na2S2O3、k4[Fe(CN)6]、k3[Fe(CN)6]、Na2S，均在碱性介质中运用。按捺作用较差。特色：这两种矿藏均性质较脆，磨矿易泥化，溶解性也相对较大，收回率较低，矿浆中的[Cu2+]离子含量高，形成按捺困难，且简单活化其它矿藏，致使浮选选择性差。 (3)斑铜矿 Cu5FeS4，Cu含量 63.3%，可浮性介于上述(1)、(2)两种矿藏之间。捕收剂同上，PH值5~10。按捺剂：CN-、石灰在碱性介质中运用。一般规则：1)凡不含铁矿藏，可浮性类似，CN-、石灰对它们的按捺弱。 2)凡含铁矿藏，CN-、石灰在碱性介质中能够按捺其可浮性。 3)含铜量越高，可浮性越好。 2、铅矿藏的可浮性代表性矿藏为方铅矿。PbS含Pb 86.6%，立方晶体结晶，天然可浮性较好。捕收剂： 1)PH值 10.5后方铅矿受必定的按捺。捕收机理为化学吸附，产品为黄原酸铅。按捺剂：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)、Na2S、CaO。按捺后的活化：诺克斯试剂按捺用HCl或酸性介质顶用NaCl活化，后者在酸性介质顶用CuSO4活化。 CN-无按捺作用。(含铁时在外)。 3、闪锌矿ZnS，含Zn量67.10%。天然可浮性较1、2均弱。捕收剂：用Cu2+活化后，用黄药捕收。未活化则黄药无效。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。特色：常有Fe及Cd呈类质同象混入。形成可浮性下降，使按捺更简单。其间Cd需收回，现在Cd均来自从闪锌矿中的收回。 4、铁硫化矿藏的可浮性　　1)黄铁矿的可浮性 FeS2，含S 53.4%。有必定的天然疏水性，但不充沛，其表面恰当氧化后有利于黄药捕收。过度氧化则可浮性下降。捕收剂：在弱酸性介质中，用黄药捕收。机理：电化学吸附机理。黄药首要被氧化成双黄药，黄药中的孤对电子和Fe2+离子的空轨迹结合，经过孤对电子的给予黄药吸附在矿藏表面。按捺剂：石灰，。活化剂：石灰按捺用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附; 按捺用硫酸铜活化。 2)磁黄铁矿 Fe1-xS，x：0.1~0.2，其可浮性弱于黄铁矿，用高档黄药捕收，按捺剂同黄铁矿。二、铜、铅、锌、硫的别离(各种硫化矿的简称)1、铜、硫别离办法：取决于矿石性质。主要有下列两种办法。 1)优先浮选：适用于细密块状矿石，在比较粗的磨矿粒度条件下Cu与S能充沛单体解离。次序：按捺硫先浮铜。2)混合浮选：适用于矿石中Cu与S结合严密，Cu与S的集合体粒度较粗，而单体矿藏粒度较细时，用混合浮选先甩出合格尾矿，再把Cu与S混合精矿再磨脱药，再选别离。条件：Cu的捕收剂为黄药或黑药，石灰做pH值调整剂及铁矿藏的按捺剂，必要时参加辅佐按捺。活化剂：只要石灰按捺，用硫酸、碳酸钠活化，生成硫酸钙及硫酸氢钙解析Ca在矿藏表面的吸附;合作按捺后用硫酸和硫酸铜活化。 2、铅、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收方铅矿。捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 3、铜、锌别离优先浮选法，按捺闪锌矿，捕收铜矿藏。别离难度大于2的铅锌别离，应加强对锌的按捺。捕收剂：初级黄药、高档黄药、黑药。通常在碱性介质中别离。按捺剂：CN-、NaCN、kCN、ZnSO4、Na2OS3、Na2S2O3。活化剂：硫酸铜。然后用高档黄药捕收。 4、铜、铅别离一般为铜铅的混合精矿别离，先脱药，再优先浮选。脱药办法：机械法，再磨脱药，拌和洗刷脱药，Na2S脱药，活性炭吸附脱药，加温，焙烧等。 1)按捺铅浮铜适用于次生铜矿，Cu2+离子溶解较多不易按捺的状况。按捺铅：诺克斯试剂(K2CrO4+KCrO2)和Na2S合作运用; 或氧硫法：1)SO2(或)+淀粉;2)，;3)硫代硫酸钠+或硫酸亚铁;4)碳酸钠十硫酸亚铁。2)按捺铜浮铅适用于原生铜矿。捕收剂：黄药、黑药，PH值9~9.5，用CaO调整。按捺剂：及其代替按捺剂。或加温脱药按捺铅40~70℃(PH值≤7)。　　5、锌、硫别离选用按捺硫，浮选锌的流程。捕收剂：黄药，锌必须经硫酸铜活化。

钴、硫精矿的硫酸化焙烧－湿法处理流程

2019-03-04 11:11:26

因为成矿原因，黄铁矿或磁黄铁矿常含有少数的有色重金属，钴、镍代替了铁的硫化矿藏中的铁离子而成类质同晶，故难分选，多产出含钴的黄铁矿或磁黄铁矿精矿，我国通称钴硫精矿。因为钴需要量的添加，含钴黄铁矿或磁黄铁矿已作为提钴原科之一。第二次世界大战前后，多限于从黄铁矿烧渣中收回。本世纪五十年代世界上各工业发达国家开端很多研讨钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法处理流程，处理两个首要问题：（一）有用别离和充分利用很多的铁、硫组分来确保较高的钴提取率；（二）别离、收回浸出液中的钴与其它金属。处理问题（一）的办法现代公认以欢腾硫酸化焙烧为好。各厂处理问题（二）的办法各异，有用陈旧的分步沉积法，有高压（NH3）2CO3浸出铜、钴沉积、继之分步蒸别离法，有较新的溶剂萃取法等。下面挑选三例阐明。我国某厂的钴硫精矿的硫酸化焙烧－湿法冶金工艺流程见图1。图1 某厂处理钴硫精矿工艺流程芬兰科科拉钴厂是世界上最大的处理钴硫精矿的工厂，1968年建成投产，图2是该厂所用流程图，质料和产品的成分见表1。近年也用粒化－浸出法归纳处理曼斯菲尔德铜厂鼓风炉前床产出的合金，添加钴的产值。表1 质料与产品的成分图2 科科拉钴厂钴硫精矿处理流程图钴硫精矿和这种精矿经氧化焙烧所产的焙砂按1∶（3～4）进行硫酸化焙烧，有矩形欢腾炉两台，每台分红四个间室，焙砂用皮带运输机参加榜首室，经隔墙下部洞孔顺次流经各室，最终从第四室溢流口排出。硫酸化焙烧的条件：欢腾层高2～2.5米，温度680℃，参加各间室的精矿量以坚持硫酸化所需的温度和气氛为准。该厂1981年产钴1500吨。日本北海道下川矿山所产钴硫精矿含铜、钴各0.35%～0.4%，是日本最大的国产钴质料来历。生产流程见图3，其总收回率分别为（%）：Co7l，Cu82，S82。图3 日本下川钴硫精矿处理流程

硫精矿烧渣中铁、金综合回收实验研究

2019-02-21 08:58:48

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.

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