锌的冶炼方法
2019-01-25 15:49:20
在锌的冶炼方法中，有火法与湿法两种生产工艺。火法炼锌应用较早，其中有横罐炼锌、竖罐炼锌、电热法炼锌、鼓风炉炼锌等方法。湿法炼锌兴起得较晚，第一个半工业性湿法炼锌试验开始于18世纪90年代，直到第一次世界大战中期，湿法炼锌才正式开始工业生产。 在湿法炼锌的发展中,广大的技术人员,首先攻克的是中性浸出、净化、电解几个过程,到了20世纪60年代后将发展的重点又转移到中性浸出渣及有价金属的综合回收上。因中性浸出渣的量大,渣含锌高（20%~30%），怎样回收其中的锌成为一个重要问题，在人们不断努力下，又发展出火、湿两种处理中性浸出渣的方法。火法是用高温烟化挥发，以Zn0烟尘的形式，返回浸出回收其中的锌；湿法是高温高酸浸出，使锌进入溶液，同时大量的铁也随之进入溶液，随后使用黄钾铁矾法、针铁矿法或赤铁矿法除铁，使含锌液再返回到中性浸出，回收其中的锌。多年的实践证明，用中性浸出、高温高酸处理浸出渣、除铁、净化、电解的湿法炼锌，在锌的回收率、综合回收有价金属，节能及环保上较火法有一定的优点。至今湿法炼锌已成为生产锌的主要方法，在世界锌的总产量中，大约有80%是用湿法生产。我国与世界上锌冶炼的发展一样，除早期建立的厂家使用火法外，新建设的多数厂家均使用湿法炼锌工艺。 典型湿法炼锌工艺流程有：中性浸出、净化、电解等工序，中性浸出渣处理有回转窑烟化或高温高酸浸出除铁工艺。对湿法炼锌流程可总结归纳如下图所示。 在图中，特别要指出的是焙烧工序实际上是火法过程，中浸渣的高温烟化挥发也是火法过程，因为它们是湿法炼锌中不可缺少的工序，故包含在湿法炼锌工艺中。目前在湿法生产中仍多使用a流程,但b流程使用者正迅速增加。
锌冶炼工艺简述
2019-02-26 10:02:49
现在国际上经过锌精矿出产精粹锌的冶炼首要有两种工艺：火法冶炼和湿法冶炼。
火法炼锌中的竖罐蒸馏炼锌已趋筛选，电炉炼锌规划小且未见新的开展。密闭鼓风炉炼铅锌是国际上最首要的几乎是仅有的火法炼锌办法。国际上总共有15台(包含国内ISP工厂)密闭鼓风炉在进行锌的出产，占锌的总产值12%-13%，其技能开展首要是添加二次含铅锌物料的处理办法;改善冷凝功率;富氧技能的运用等。
湿法炼锌是当今国际最首要的炼锌办法，其产值占国际总锌产值的85%以上。近期国际新建和扩建的出产能力均选用湿法炼锌工艺。湿法炼锌技能开展很快，首要表现在：硫化锌精矿的直接氧压浸出;硫化锌精矿的常压富氧直接浸出;设备大型化，高效化;浸出渣归纳收回及无害化处理;工艺进程自动操控系统等几个方面。一、火法炼锌
在高温下,用碳作复原剂从氧化锌物猜中复原提取金属锌的进程就叫做火法炼锌。
1、冶炼办法介绍(一)横罐炼锌
横罐炼锌是20世纪初选用的首要的炼锌办法，一座蒸馏炉约有300个罐，出产周期为24h，每罐一周期出产20~30kg，残渣中含锌月5~10%，锌收回率只要80~90%。
横罐炼锌的出产进程简略，基建投资少，但因为罐体容积少，出产能力低，难以完成接连化和机械化出产。并且燃料及耐火材料的耗费大，锌的收回率还很低，所以现在已根本筛选。
(二)竖罐炼锌
竖罐炼锌具有接连性作业，出产率、金属收回率、机械化成都都很高的有点，但存在制团进程杂乱、耗费贵重的碳化硅耐火材料等缺乏。竖罐炼锌是20实践30年代应用于工业出产，现在已根本筛选，但现在在我国的锌出产仍占必定的位置。
(三)电炉炼锌
电炉炼锌的特点是直接加热炉料的办法，得到锌蒸汽和熔体产品，如冰铜、熔铅和熔渣等。因而此法可处理多金属锌精矿。此法锌的收回率约为90%，电耗在3000~3600KW·h/t(Zn)。电炉炼锌仅适于电力廉价的区域。
(四)鼓风炉炼锌(ISP法)
英国于1950年开展的办法，此法与罐式蒸馏法直接加热的办法不同，它是将热交换和氧化锌复原进程在同一容器内进行。鼓风炉既能处理锌、铅混合硫化矿或锌铅氧化矿，也能处理铅锌烟尘等，现在为火法炼锌的首要工艺。
硫化锌铅精矿经烧结焙烧成烧结矿，配以焦炭，参加鼓风炉内，鼓入预热空气，使炭焚烧，在高温文强复原性气氛中进行复原熔炼。复原所得锌蒸汽从炉顶扫除，经铅雨冷凝得粗锌，一起从炉底排出复原熔炼所产的粗铅。
2、冶炼工艺介绍
(一)竖罐炼锌
在高于锌沸点的温度下，于竖井式蒸馏罐内，用碳作复原剂复原氧化锌矿藏的球团，反响所发作锌蒸气经冷凝成液体金属锌。我国葫芦岛锌厂是我国惟一和国际仅存的两家竖罐炼锌厂之一。竖罐炼锌的出产工艺由硫化锌精矿氧化焙烧、焙砂制团和竖罐蒸馏三部分组成。竖罐炼锌炉示意图
(1)硫化锌精矿的氧化焙烧
一般硫化锌精矿的成分是：Zn46%-62%，S27%-34%，Pb
首要焙烧反响为：
2ZnS+3O2=2ZnO+2SO2
2SO2+O2=2SO3
ZnO+SO3=ZnSO4
4FeS2+11O2=2Fe2O3+8SO2
ZnO进而与Fe2O3生成铁酸锌ZnO.Fe2O3。
大型欢腾炉断面为圆形，下部设有耐高温炉底，炉底上等间隔按必定规矩摆放着风帽。炉底以上1m高左右设有焙砂溢流口，炉顶有烟气出口。加料室建在炉底部分扩出部分。含水6%左右的锌精矿自前室加进炉内，在风帽吹出风力煽动下，敏捷混入流态化层，被加热，发作焙烧反响。经过溢流口产出的焙砂送去制球团，烟气净化后送硫酸出产系统，捕集的烟尘供归纳利用。
欢腾焙烧的首要技能经济目标是：脱硫率90%，锌收回率99.5%，镉收回率85%，烟尘率23%。
(2)焙砂制团与焦结
竖罐蒸馏炼锌是气固反响进程，要求参加的物料有必要具有杰出透气性和传热功能，以及适当的热强度，抗压强度在4.9MPa以上。为此将锌焙砂制成团块并焦结处理。工艺上首先将锌焙砂和复原用粉煤、胶粘剂充沛混合、碾磨、限制成团块，然后送入机械化燃油枯燥库枯燥。枯燥后团矿用机械进步从炉顶参加焦结炉，在800℃温度下，在团矿中的焦性煤发作粘结效果下使团块焦结，一起干团矿中的残存水分蒸发分被完全除掉。
(3)竖罐蒸馏
竖罐本体是用机械强度高、传热功能好、高温下化学性安稳的碳化硅材料砌成的直井状炉体，横断面成细长矩形，高8-12m，受热面积100-110m2。
近代大型竖罐的尺度为(2535mm×2mm)×290mm×12261mm，两长边罐壁外侧各有煤气焚烧室，对罐内团矿进行直接加热。来自焦结炉的热团矿经密封料钟参加罐顶，下降进程中被加热到1000℃以上，团矿中ZnO复原反响开端剧烈进行：
ZnO+CO=CO2+Zn (1)
CO2+C=2CO (2)
ZnO复原反响首要是气一固反响，系统中(团矿中)配入过量的碳在1000℃高温下发作的CO在数量上完全能够确保反响(1)顺利完成。固体碳与ZnO间固一固复原反响只具有极非必须的含义。
复原发作的炉气中含气体锌约35%，经罐口下的上延部进入装有石墨转子的冷凝器，在转子扬起的锌雨捕集下，锌蒸气冷凝成了液态锌，守时从冷凝器中放出液态锌并铸成锌锭。出冷凝器的气体经过洗刷净化除掉剩下的锌，成为含CO80%左右、含H2约10%的罐气，悉数回来竖罐作为燃料。竖罐底部有接连工作的排渣机，蒸锌后的团块经此机械排出。竖罐炼锌的首要技能经济目标如下：锌冶炼收回率>94%;弃渣含锌
(二)密闭鼓风炉炼锌
该办法是在密闭炉顶的鼓风炉中，用碳质复原剂从铅锌精矿烧结块中复原出锌和铅，锌蒸气在铅雨冷凝中冷凝成锌，铅与炉渣进入炉缸，经中热前床使渣与铅别离。此办法是英国帝国熔炼公司(ImperialSmelting Corp.)研讨成功的，简称ISP,对质料适应性强，既能够处理原生硫化铅锌精矿，也能够熔炼次生含铅锌物料，能源耗费也比竖罐炼锌法低。密闭鼓风炉炼锌示意图
燃料焚烧和金属氧化物复原是密闭鼓风炉中的根本反响。参加炉内的焦炭在高温下与风口鼓入空气中的氧发作焚烧，发作炼锌进程所需的热量。首要熔炼反响为：
C+O2=CO2
CO2+C=2CO
ZnO+CO=Zn+CO2
CdO+CO2=Cd+CO2
PbO+CO=Pb+CO2
ISP的技能特点是：①选用密封高温炉顶(1000-1100℃)，以避免锌蒸气进入铅雨冷凝器之前降温氧化;②选用高密度、低熔点、低蒸气压的铅作冷凝捕收锌蒸气介质，有利于锌蒸气的快速冷凝，避免氧化和铅锌别离;③选用高钙渣系(CaO/SiO2=1.0-1.5)，渣型熔点高(125℃)，密度较低，为下降炉渣含锌和渣与铅别离发明了有利条件。
密闭鼓风炉炼铅锌流程首要包含含铅锌物料烧结焙烧、密闭鼓风炉复原蒸发熔炼和铅雨冷凝器冷凝三部分。
(1)烧结焙烧
般铅锌精矿含Pb+Zn在45%-60%，与其他含锌物料混合配料后，在烧结机上脱硫烧结成块。烧结块要有必定的热强度，以确保炉内的透气性，烧结块的成分是(%)：Zn41.4、Pb19.2、FeO 12、CaO 5.7、SiO2 3.8、S 0.8。
(2)密闭鼓风炉复原蒸发熔炼
前期炉子风口区断面积为5.1-6.4m2，现在最大的达27.2m2，大都工厂选用10m2和17.2m2。炉柱高度6m，炉高10.66m，风口内径159mm，共16个。炉顶设双层料钟密封加料器，炉身上部内砌轻质高铝砖，下部为高铝砖，炉缸用镁砖砌成，钢板外壁三杯水冷却。熔炼时，烧结块、石灰熔剂和经预热的焦炭分批自炉顶参加炉内，烧结块中的铅锌被复原，锌蒸气随CO2、CO烟气一道进入冷凝器，熔炼产品粗铅、铜锍和炉渣经过炉缸流进电热前床进行别离，炉渣烟气处理收回锌后弃去，锍和粗铅进一步处理。
(3)锌蒸气冷凝
冷凝设备为铅雨飞溅冷凝器，冷凝器外形长7-8m，高3m，宽5-6m，内设8个转子，浸入冷凝内的铅池中。转子扬起的铅雨使含锌蒸气炉气敏捷降温到600℃以下，使锌冷凝成锌液溶入铅池，铅液用泵不断循环，流出冷凝器铅液在水冷流槽中被冷却到450℃，然后进入别离槽，液体锌密度小在铅液上层，操控必定深度使其不断流出，浇铸成锌锭。
鼓风炉炼铅锌的首要技能经济目标为：热风温度950-1150℃，冷凝功率90%-92%，烟化炉渣含Pb 0.15%、Zn1.35%，粗锌含锌大于98%、含铅1.2%-1.5%，粗铅含铅大于98%、含锌0.1%，冶炼收回率Pb>93%、Zn>94%，原猜中S利用率90%-92%。
(三)电炉炼锌
20世纪30年代在国外呈现电炉炼锌技能。80年代，我国开端选用电炉炼锌技能，至今已有10多处小型火法炼锌厂推广应用，出产规划为500-2500t/a。
电炉炼锌是以电能为热源，在焦炭或煤等复原剂存在条件下，直接加热炉料使其间的ZnO成分接连复原成锌蒸气并冷凝成金属锌。该工艺能够处理高铜高铁锌矿，但要求质料含S不得大于1%，关于含S高的碳酸盐锌矿需求预脱除处理。
电炉形状为圆形或矩形，卧式，功率有500kW、1250kW、200kW和2250kW多种。炉床面积4-8m2，电极直径200-350mm。首要目标为：熔炼温度1250一1350℃，电能耗费4600kWh/tZn，残渣含锌3%-5%，粗锌档次98.7%，直收率80%，总收回率95%。
二、湿法炼锌
湿法炼锌是用稀硫酸(即废电解液)浸出锌焙烧矿得硫酸锌溶液，经净化后用电积的办法将锌从溶液中提取出来。当时，湿法炼锌具有出产规划大、能耗较低、劳动条件较好、易于完成机械化和自动化等优点在工业上占主导位置。
国际上近80-85%的锌均产自湿法冶炼，大大都选用酸浸出液电解，在惯例流程中，因为对其间浸渣的处理办法不同而派生出不同的湿法冶炼工艺。湿法炼锌示意图
(1)锌精矿焙烧
用空气或富氧，在高温下使锌精矿中ZnS氧化成ZnO和ZnSO4，一起除掉As、Sb、Cd等杂质的一种作业。焙烧产品焙砂，送去浸出锌，烟气或许制硫酸或许出产液态S02-湿法炼锌的精矿焙烧与火法焙烧不同，湿法炼锌焙砂中要求保存1%-2%的硫以SO42-形状存在，以弥补锌焙砂浸出时缺乏的硫酸。而火法炼锌精矿焙烧期望悉数ZnS都氧化为ZnO,以进步冶炼收回率。
(2)锌焙砂浸出与浸出液净化
焙砂浸出锌由中性浸出和酸性浸出两段组成。一段中性浸出选用废电解液，二段用硫酸作浸出液，酸度30-60 g/LH2SO4，浸出温度65-70℃。浸出液含Zn>120 g/L。影响浸出的要素有浸出温度、拌和速度、酸浓度、锌焙砂颗粒巨细等。ZnO浸出反响为：
ZnO+H2SO4=ZnSO4+H2O
为了进步锌焙砂中锌浸出率，选用空气拌和，以强化浸出进程。使难溶的ZnO.Fe2O3、ZnO.Al2O3及ZnS得以溶解。
(3)锌电解堆积
经过净化后的硫酸锌溶液参加添加剂，经过高位槽接连送入电解槽，槽中布以不溶性铅钙合金阳极和铝阴极。在南北极上施以直流电压时，电解液中的锌离子便不断在铅阴极上分出。电解最终发作的废电解液，部分送去作焙砂浸出剂，部分配成电解液回来。分出的锌铝阴极，每隔必守时刻(24-48h)取出，清洗后剥离锌片，然后熔化铸成锌锭，阴极经清洗加工后回来运用。锌电解堆积的根本反响是：
在阴极上 ：Zn2++SO42-+2e=Zn+SO42-
在阳极上：2H+2OH--2e =1/2O2+2H++H20
总反响式：ZnSO4+H2O=Zn+H2SO4+1/2O2
三、部分冶炼厂冶炼工艺介绍
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.
锌、镉金属冶炼方法
2019-02-27 12:01:46
湿法冶炼是将锌精矿焙烧为ZnO，用硫酸溶液(锌电解尾掖)浸出，将所得ZnSO,溶液经过电解提取金属锌的办法。该锌的纯度高达99.997%以上，且此法比火法冶炼简单采纳环保办法，针对一向成为向题的浸出残渣的处理，也发明晰新办法。现在国际出产锌锭的80%，日本锌锭的60%选用湿法冶炼。锌精矿的焙烧运用多膛焙烧炉，现在运用欢腾焙烧炉。在1170-1270K焙烧，则可得到含硫约为1.0%(硫化物形状的硫低于0.5%)的培烧矿。当锌精矿中有铁时，则生成难溶于稀硫酸溶液的铁酸锌(ZnO.Fe3 O3),下降锌的收回率。关于收回这种形状的锌将在今后介绍。炉气含8-10SO2，为制作硫酸的质料。因为焙烧矿也有粗粒，所以在破坏后用电解尾液浸出。浸出办法是用单式的酸性或复式的中性一酸性的接连浸出法。浸出液中的Fe2+经MnO2或空气等氧化，沉积出Fe(OH)3，此刻砷、锑、锗等有害杂质也因共沉而除去。过滤洗刷后，调整泌液为中性送往净液工序。此滤液中除锌外还含有铜、钻、镍、镉，因而，有必要除去这些杂质。开始加锌粉和As203或Sb203,置换沉积铜、钻、镍后除去，用压滤机过滤，滤饼送往炼铜厂。滤液中再加锌粉，置换沉积镉，过滤后的沉积作为镉的质料。滤液送往电解工序。钴和α-亚硝墓β-酚反响生成溶解度小的有机化合物而除去，为削减试剂的用量，在用锌粉彻底除去铜、镉后参加溶液中除钻。净化后原液的标准组成的一例为Zn100-160kg/m3,Mn3kg/ m3 ,Cu3, Cd<0.2g/m3，Co<0.5g/m3，Ni<0.05g/m3，As, Sb,Ge<0.03g/m3, C1<50g/m3,F<10g/m3因冶炼厂各异而多少不同。电解提取是使用锌的氢超电压大，所以净化工序在湿式冶炼中最为重要。该净化后的原液和锌电解液(Zn50-60kg/m3,H2S04150-200kg/m3)混合，为使阴极表面平坦加胶、为避免酸雾加豆饼渣，阳极用Pb-Ag合金(0.7-1.0%Ag)，阴极用铝极，用250-600A/m2的阴极电流密度电解24-48小时，剥掉在铝极上分出的锌，用低频电炉熔融.铸为锌锭。
富锰渣冶炼的有关计算
2019-01-25 15:49:32
一、高炉冶炼富锰渣的配料计算 正常炉况下的富锰渣成分，主要决定于配矿，富锰渣中的锰主要决定于矿石含锰量和锰铁比，或锰加铁总量。富锰渣中的磷含量和铁含量主要决定于炉温，前者主要由配料控制，后者主要由操作控制。在正常炉况下，都不会造成铁、磷出格，因此主要是搞好配料计算以解决锰合格问题。 1)配料计算的一般过程 (1)首先决定各元素和氧化物的分配率，根据理论分析和生产实践，各元素和氧化物的分配如表1。表1 富锰渣治炼各元素和氧化物的分配元素和氧化物入渣率/%入铁率/%吹损/%Mn85～903～83～8Fe2～585～903～8P2～585～903～8Al2O3,CaO,MgO92～9703～8SiO2其余以Si0.5计3～8
(2)确定矿石配比 ①根据原料的化学成分，确定初步配比。 ②计算入炉混合矿成分(用加权平均法)。 ③根据数理统计，含量35%的富锰渣入炉矿石的Mn和Fe的关系式如下： m(Fe)≥81.5-2.6m(Mh矿) 式中:m(Mn矿)为计算出的混合矿含锰量；m(Fe)为混合矿含m(Mn矿)时，得到含Mn35%的富锰渣要求含Fe的最小值。 计算确认m(Fe矿)≥m(Fe)时，一般可得到合格富锰渣。 (3)确定焦炭负荷。焦炭负荷根据生产实践经验来确定，理论计算复杂，日常生产中极少应用。焦炭负荷与入炉矿石含铁密切相关，一般混合矿含铁高，焦炭负荷轻。一般矿石含铁量20%左右，焦炭负荷取3~3.5，当含铁30%左右时，焦炭负荷取2.5~3.0。 (4)富锰渣和副产生铁成分的计算 ①以100kg矿石和相应的焦炭量，按入渣率计算成渣物量，并将其中锰、铁和磷换算成低价氧化物。 ②各种渣物量相加即为100kg矿石的渣量，然后进一步计算成分。 ③由渣量计算焦比和矿比。 ④同样以100kg矿石和相应的焦炭量，按入铁率计算铁量，并以生铁含碳4.5%折算出100kg矿石所得的铁量。 ⑤检验渣成分是否合格，若合格就计算出铁渣比。锰成分不合格或渣中A12O3大于20%，则调整配比后，再进行计算。 2)富锰渣配矿计算实例 以A,B,C三种不同类型的矿配矿，冶炼含锰35%以上，38%以下的富锰渣。[next] (1)矿石成分及焦炭成分见表2。表2 矿石成分及入炉混合矿成焦炭灰分及成分（%）矿种MnFePSiO2CaOMgOAl2O3配比A28.015.00.2525.01.00.57.060B18.534.00.110.02.01.58.030C28.527.50.19.501.50.54.510混合矿25.1521.950.1918.951.350.87.05100焦炭灰分（含量20%） 0.2508.0 42.0
(2)拟定配矿比为:A矿60%，B矿30%，C矿10%； (3)计算入炉混合矿成分，m(Mn)/m(Fe)=1.14,W(Mn+Fe)=47.1%; (4)计算m(Fe):m(Fe)=81.5-2.6 m(Mn矿)=16.11，m(Fe矿)≥m(Fe) 可知冶炼所得的富锰渣可以含Mn量≥35% (5)计算富锰渣成分 ①假定焦炭负荷为3.3，即100kg矿石需用30kg焦炭。 ②按100kg矿石和相应30kg焦炭计算渣量。 a.进入渣中的锰和氧化亚锰(锰入渣率按90%计算)。 m(Mn)=25.15×90%=22.64kg m(MnO)=22.64×71÷55=29.22kg b.进入渣中的铁和氧化亚铁(铁入渣率取3%计算)。 m(Fe)=21.95×3%=0.66kg m(FeO)=0.66×72÷56=0.8kg c.进入渣中的SiO2量，以SiO2入渣，其总量是入炉量的95%。 计算铁量，副产品铁含量80%~90%，以88%计算，铁元素进入生铁取92%计算， 则生铁量为:Q=21.95×92%÷88%=22.9kg 生铁Si含量为0.5%，则铁中Si量为 m(Si)=22.94×0.5%=0.12kg 还原需要SiO2量为 0.12×60÷28=0.25kg 则进入渣中的SiO2量： m(SiO2)=18.95×95%+30×20%×50%×95%-0.25 =20.6kg d.进入渣中的Al2O3量，Al2O3入渣率取95%计： m(Al2O3)=7.05×95%+30×20%×42%×95%=9.09kg e.进入渣的CaO和MgO量，CaO,MgO的入渣率取95%计： m(CaO)=1.35×95%+30×20%×8%×95%=1.73kg m(MgO)=0.8×95%=0.76kg f.进入渣中的P2O5量 m(P2O5)=(0.19+30×20%×0.2%)×3%×144÷62 =0.014kg表3 富锰渣量及成分成分MnOFeOSiO2Al2O3CaOMgO质量/kg29.20.8420.69.091.730.76含量/%46.951.3433.114.62.771.22成分P2O5总和m(Mn)m(Fe)m(P) 质量/kg0.01462.2422.640.660.0075 含量/%0.02810036.361.050.012
[next]
(6)检验:富锰渣m(CaO+MgO)/m(SiO2)=0.12,m(SiO2)/m(Al2O2)=2.26,含Mn,Fe,P均符合要求。 (7)副产生铁成分计算 a.锰入铁量，锰入铁率取5% m(Mn)=25.15×5%=1.26kg b.铁入铁量，铁入铁率取92%计 m(Fe)=21.95×92%=20.19kg c.还原入铁的Si量 m(Si)=0.12kg d.P入铁量，P入铁率取92%计 m(P)=(0.19+30×20%×0.2%)×92%=0.19kg表4 生铁量与成分表元素MnFeSiPC总和质量/%1.2620.190.120.190.12522.89含量/%5.5488.20.520.834.9499.99
(8)矿比、焦比计算 矿比:1000÷62.24×100=1607kg/t 焦比:1607÷3.3=487kg/t 二、电炉富锰渣冶炼配料计算 比实例介绍一种简易计算方法 1)计算的原始条件 (1)锰矿石的化学成分 化学成分 Mn Fe P SiO2 Al2O3 CaO MgO 含量/% 24.50 31.00 0.03 12.5 12.5 0.6 0.5 (2)焦炭成分 固定碳:80%;灰分:17%表5 各元素的分配率/%项目MnFeP炉渣中8555生铁中139575挥发2 20
(3)焦炭的利用率为92%。 (4)设定由Fe2O3→FeO和MnO2→Mn3O4全为受热分解，不直接消耗焦炭。而由FeO→Fe,Mn3O4→MnO和MnO→Mn全部用焦炭还原。Si和P等还原耗焦炭甚少，由电极消耗来补充，而不另外耗焦炭，以简化计算。 2)简易配料计算 以100kg矿石为基础的计算方法，100kg锰矿石消耗干焦炭约13.5kg. (1)富锰渣含量按下式计算 式中 w(Mn(矿))、w(Fe(矿))——锰矿石中含锰量、含铁量，%； ηMn(入)、ηFe(入)——锰的入渣率、铁的入渣率，%； A——每100kg矿所用焦炭灰分的重量，kg； B——每100kg矿含SiO2,Al2O3,CaO,MgO的总重量，kg。[next] 将原始数据代入上式，则得富锰渣的含锰量为 从上述计算得出： 100kg锰矿石生产的富锰渣和生产铁数量和主要成分见表6。表6 富锰渣和生铁的数量与成分名称化学成分（%）产量/kgMnFeP富锰渣39.112.910.00353.25生铁9.2685.640.134.39
(3)焦炭消耗量的计算 焦碳消耗主要用于铁、锰的还原和生铁的渗碳等方面。 还原进入富锰渣的锰所需碳量：Mn3O4+C=3MnO+CO 53.25×0.391×12÷165=1.15kg 还原进入生铁的锰所需碳量：MnO+C=Mn+CO 34.29×0.0926×12÷55=0.68kg 还原进入生铁的铁所需碳量：FeO+C=Fe+CO 34.39×0.8564×12÷56=6.31kg 副产生铁中渗碳量：34.39×0.045=1.55kg 上面四项合计需碳量为 1.51+0.68+6.31+1.55=10.05kg 折合成干焦炭量为:10.05÷0.90×0.80=13.96kg (4)锰矿石与焦炭的配料比为 锰矿石量/焦炭量=100/13.96 (5)每吨富锰渣消耗 锰矿石：1000÷53.25×100=1878kg 焦 碳：1878÷13.96=262kg
富锰渣冶炼对原料的要求
2019-01-18 11:39:40
富锰渣冶炼是自然碱度，不需要加熔剂，只有在少数情况下，为改善炉渣流动性，需添加少量萤石。因而富锰渣冶炼的原料主要是锰矿石、焦炭。
(1)锰矿石的化学成分
锰矿石的化学成分直接影响到富锰渣的产量、质量和消耗。锰矿石的化学成分王要有Mn,Fe,P,SiO2,Al2O3,CaO,MgO等。在高炉冶炼富渣时，锰有85%以上进入炉渣，SiO2,A12O3,CaO,Mg0几乎全进入炉渣，Fe和P大约90%进入生铁。
锰矿石含锰量增高时，富锰渣的含锰高，产量高，焦炭和矿石的消耗量则低。而当锰矿石含铁量增高时，矿石的化学失重大，富集效果好，有利于获得高品位的富锰渣。锰矿石含铁量高，去磷效果也好，因磷被还原后进入生铁。锰矿石含铁过高也不好，铁高富锰渣产量低，附产生铁多，焦炭消耗量大，锰的回收率低，同时操作上也难维持低炉温操作。
冶炼富锰渣，对矿石中锰和铁的要求，通常以m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)两个指标来表示。当m(Mn)/m(Fe)一定时，w(Mn+Fe)愈高，渣的含锰愈高，但渣的产量却随w(Mn+Fe)增大而降低。这是因为w(Mn+Fe)增大，矿石中脉石减少的原因。而当w(Mn+Fe)一定时,m(Mn)/m(Fe)愈高，渣的含锰量和渣的产量均随之增加。这是因为m(Mn)/m(Fe)增加，矿石中铁量减少，进入渣中MnO增多。图1表示富锰渣品位、渣量和矿石m(Mn)/m(Fe)和w(Mn+Fe)的关系曲线。对锰矿石脉石要求，Al2O3,含量要尽可能低，因Al2O3高，增加炉渣粘度，升高炉渣熔点。要求矿石含CaO，MgO低一些，因CaO，MgO增高会促进锰的还原。当矿石中SiO2高时，富锰渣中SiO2会高，对冶炼锰硅合金的用户，要求富锰渣有一定含量的SiO2。而对冶炼碳素锰铁则要求SiO2低。
为了保证富锰渣的质量，要求锰矿石m(Mn)/m(Fe)在0.3~2.5时，其w(Mn+Fe)应为38%~60%，当m(Mn)/m(Fe)高时，w(Mn+Fe)则为低值。反之m(Mn)/m(Fe)低时,w(Mn+Fe)为高值。因此要求w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO+MgO)/m(SiO2)≤0.4。
在生产实践中，都是通过几种锰矿石配矿，调整炉料成分，最。终使入炉的混合矿成分能满足富锰渣生产的要求，同时又能获得好的技术经济指标。
各种锰矿的冶炼效果见表1。(2)锰矿石的物理性能
冶炼富锰渣与高炉冶炼锰铁一样，要求锰矿石粒度均匀，最好是8~40mm，含粉率低，小于5mm部分应小于5%，强度要求好，以改善料柱透气性和减少炉顶吹损。
(3)焦炭和萤石的要求
冶炼富锰渣要求焦炭强度好，粒度合适(20~80mm)、质量稳定。要求萤石含有效CaF2高，成分稳定，粒度均匀(20~40mm)，含粉率低。
高炉富锰渣的冶炼工艺特点
2019-01-04 17:20:15
高炉富锰渣的冶炼工艺特点
高炉冶炼生产富锰渣在我国较普遍，其工艺流程、生产设备与高炉生铁、锰铁、锰硅合金基本相同，但与其它高炉产品在工艺操作上有自己的特点：
1.在所有高炉产品中，高炉富锰渣冶炼温度是最低的。理论上要求炉温控制在保证铁、磷从相图研究和生产实践来看渣的熔化温度一般在1000—1200℃，将炉温控制在1280—1350℃之间能使锰的入渣率达到85%左右，铁、磷入渣率在5%左右。
2.在所有高炉产品中，高炉富锰渣的炉渣碱度是最低的。大部分为自然碱度的酸性渣冶炼，碱度一般控制在0.3以下。而生铁炉渣碱度为1.0左右，硅锰合金渣碱度在0.6—0.8左右。
3.高炉冶炼富锰渣一般是高负荷低风温操作，其负荷与入炉的矿的含铁量有关。含铁低时风温低负荷高，含铁高时风温高负荷低。
4.高炉冶炼富锰渣煤气热能利用好。顶温一般只有200—300℃，但化学能利用相对较差，混合煤气中CO2一般仅10%左右。
5.富锰渣冶炼为大渣量冶炼渣铁比高的达3—4，低的也在1以上。其含锰的高低主要取决于矿石中的含锰和含铁量，锰的回收率一般可达到85%—90%。
6.入炉原料粒度一般锰矿为5—50mm，冶金焦碳为15—100mm。
电炉富锰渣的生产
1)电炉富锰渣的工艺过程与高炉冶炼富锰渣的工艺过程基本相同，都是渣中锰的富集过程，但在冶炼操作上则有所不同。主要有：①电炉冶炼的热源靠电源，电炉的炉料可以搭配部分粉焦和粉矿。 ②电炉的炉身矮，料柱短，煤气量少，故煤气通过料柱的压力降小。③电炉冶炼富锰渣质量较好，渣中含锰量高，含磷和铁较低，可以冶炼出w(SiO2)
48%的富锰渣(没有焦炭的灰分参加造渣)。④电炉富锰渣不仅可作为冶炼锰硅合金的原料，而且还可以作为冶炼金属锰的优质原料。⑤出炉后，为使渣中的铁珠完全沉淀(降低富锰渣含铁、磷)需要在渣坑或渣包内镇静一定时间再放渣浇铸。
2)电炉冶炼富锰渣的原料电炉冶炼富锰渣的主要原料是含铁的锰矿石、焦炭和萤石(或硅石)。为了满足富锰渣质量要求，普通电炉富锰渣对入炉锰矿石的化学成分要求如下:m(Mn)/m(Fe)=0.3~2.5,w(Mn+Fe)≥38%，w(Mn)≥18%，w(A12O3+SiO2)≤35%，m(SiO2)/m(A12O3)≥1.7,m(CaO)/m(SiO2)0.3。锰矿石的入炉粒度，一般为5~50mm，含粉率小于8%，锰矿石含水要控制在8%以下。焦炭主要是做还原剂用，要求固定碳含量≥80%，灰分≤18%，焦炭粒度为3~15mm。萤石要求CaF2含量≥85%，粒度为5~80mm。硅石要求，SiO2含量大于97%，粒度为20~80mm
锌湿法冶炼中高钴矿的处理
2019-02-21 10:13:28
在湿法炼锌的进程中，钴是一种非常有害的杂质元素，假如净化进程中除钴作用欠好，会引起电解液中钴的含量俄然上升．当钴含量超越必定浓度后，钴会在阴极上分出，对锌电积有较大的影响：一方面因为氢在钴上分出的超电压低，简单分出，会下降锌电流效率；另一方面钴与锌结合，构成微电池，促进分出的锌反溶，引起阴极锌的腐蚀（“烧板”），使锌腐蚀成黑色的斑驳，而且愈接近铝板一面愈严峻，构成喇叭形的圆孔．我公司近几年连续购进的部分高杂锌精矿，首要是钴、铜、硅等有害杂质含量高。本文所讲的高钴矿是指锌精矿中钴的质量分数大于0.0079／5。
一、高钴锌精矿给净化工序带来的问题
硫酸锌溶液的净化工艺有多种，其间锌粉一黄药净化工艺是一种较为传统的工艺．黄药除钴法的原理是：在硫酸铜存在的条件下，溶液中的硫酸钴与黄药作用，构成难溶的黄酸钴沉积，这儿的Cu2＋可使Co2＋氧化成Co3＋与锌粉一锑盐法比较，此法最大的长处是二次除钴能力强，但缺陷是镉复溶严峻。
上清液含钴高会形成一次净化溶液含钴高，使二次净化困难，且净化时刻相对延伸，镉复溶加重，劳动强度加大，产值和质量均受到影响。
（一）中上清液含钴高
1、钴的浸出率
湿法炼锌的浸出进程是，以锌电积发生的废液作为溶剂，将含锌原猜中的有价金属溶解而进入溶液的一个进程．运用水解净化将部分有害杂质除掉，可减轻净化工序的担负．依据Zn－M－H2O系电势－pH图（图略）可知，当a（Co＝2×10－4mol／L时，Co2＋和Co（OH）2的安稳区域分界线在pH＝8.15。在氧化剂的作用下Co2＋变为Co3＋，而以Co（OH）3形状沉积时的pH要到达6.6，所以在中性浸出的条件下（pH操控在5.0～5.5），钴仍有部分溶解，钴的浸出率约70%。
2、钴的体系内循环
锌精矿配料含钴动摇是引起中上清液含钴动摇的首要原因，而钴在体系内部的循环相应进步了中上清液的含钴量．钴在体系内部的循环首要有六个去向：氧化锌中上清液、铟锗萃余液、贫镉后液、钴渣酸洗后液、残液和镉浓缩上清液及铟置换后液，其间原猜中的钴对贫镉后液的影响最大。
按锌精矿含钴质量分数0.0084%、矿粉中上清液含锌155mg／L核算，矿粉中上清液含钴为l3mg／L。然而在实践出产中，上清液中的钴可到达l6mg／L．假如将高钴矿进行会集处理，矿粉中上清液的钴含量达20mg／L以上均属正常。这是因为一部分钴在溶液中的循环形成的。表l为本公司某年矿粉中上清液的钴含量．由表l可知，溶液含钴量超越20rng／L的批次为7．95%。
表1 本公司某年矿粉中上清液的钴含量（二）一次净化的除钴率
一次净化进程即置换进程，是用标准电极电位负的金属置换标准电极电位更正的金属离子。
表2 部分元素的标准电极电位依据锌粉置换钴的反响式（Zn＋Co2＋＝Zn2＋＋Co↓）核算，当反响到达平衡时，φ＝0，a（Co2＋）＝10－16.47a（Zn2＋）。由此可知，Co2＋完全能够被锌置换出来，但在实践出产中，|φ（Zn）|与|φ（Co）|简直持平，没有活化剂的作用，反响很难进行。只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，反响才会继续进行本公司某日一次净化的除钴率列于表3。
表3 一次净化部分物猜中的钴含量二、处理办法
经过上面分析能够看出，处理高钴矿的难度首要体现在以下三方面：一是钴的浸出率约为70%%；二是钴的内部循环；三是一次净化的除钴率不高。
（一）进步一次净化的除钴率
1、用合金锌粉替代自产锌粉
没有活化剂的作用，锌粉置换钴的反响很难进行。出产实践证明，可参照锑盐净化法和砷盐净化法，在锌粉－黄药净化工艺中坚持上清液中含必定量的砷锑，或许运用含砷锑的合金锌粉，有助于进步一次净化的除钴率。两种锌粉的净化目标列于表4。
表4 合金锌粉与自产锌粉运用情况的比照2、操控适合的中上清液温度
只有当φ|（Zn）|＞|φ（Co）|时，锌粉置换沉钴反响才会不断进行。φ|（Zn）|与|φ（Co）|随溶液中该离子的浓度、溶液的温度以及阴极金属的性质的改动而改动。溶液的温度及离子浓度对φ的影响列于表5。
从表5能够看出，随溶液温度升高，φ|（Zn）|和|φ（Co）|都是削减的，可是|φ（Co）|削减的数值比φ|（Zn）|削减的数值要大得多。也就是随温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大，有利于锌粉置换除钴。但要留意，镉复溶属吸热反响，随温度升高，镉复溶显着加重．因而，在实践出产中，假如中上清液中含镉高而含钴正常，则上清液的温度应操控在63～65℃；假如上清液含钴较高（大于l8mg／L），则可恰当进步上清液的温度，一般可操控在65～67℃。
表5 温度和离子浓度对中φ（Zn）及中φ（Co）的影响（二）体系钴开路
一次净化排出来的钴随铜镉渣进入镉收回工序，再与贫镉液一道又入主体系，使钴在体系内部不断地环循堆集，影响了一次净化的作用。铜镉渣在收回镉、铜后的贫镉液部分进行钴开路是处理除钴率低的重要手法。
因为黄药法、砷盐法除钴均存在一些缺陷，故选用锑盐法除掉贫镉液中的钴。其首要流程是：将贫镉液送入除钴槽（在槽的上部取样分析镉和钴），当温度升至8.～95℃时，依据贫镉液中的钴含量参加锑盐（按8mg／L参加），拌和5min后缓慢参加锌粉（按8～12g／L参加），又拌和1～2h后取样分析镉和钴，镉和钴含量合格后压滤，滤液送浸出，钴渣外运。另出产实践证明，温度与酸度是限制钴开路作用的两个不行忽视的重要因素。
1、温度对除钴的影响
温度升高，φ|（Zn）|－|φ（Co）|差值增大有利于锌粉置换除钴。因为除钴前溶液温度约40℃，用蒸气将溶液加热到约85℃所需求的时刻较长，所以有些操作人员在温度还不到85℃时就开端加锌粉。别的，现在的测温方法是操作人员用吊筒将除钴槽内的溶液吊出后丈量，测验温度与实践溶温度（特别是在冬天）相差较大，形成净化温度控禁绝，影响了除钴作用．所以，改动测温方法和提升温速率有助于进步除钴率。
2、酸度对除钴的影响
当溶液pH＞5时，溶液发白并变污浊，除钴低。Zn抖水解生成的Zn（OH）2沉积吸附在电极表面，阻止了Co2＋进一步转化；假如pH很低，锌粉耗费就会添加，那么出产成本也会添加。实践标明，溶液的pH操控在3.5～4.0较适宜。
三、定论
（一）坚持矿粉上清液含必定量的砷和锑，并操控适宜的上清液温度，有助于进步一次净化的除钴率。
（二）为防止钴在内部循环堆集，可将部分体系钴开路。为确保开路份额，温度和酸度的操控是要害。
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 ☺
氧化锌的火法冶炼技术
2019-01-07 17:37:56
一、金属浴熔融还原法
金属浴熔融还原法：其中含碳球团铁浴熔融还原法是非高炉炼铁中的主要研究工艺之一。金属浴熔融还原法，除具有氧化物(或含碳氧化物球团)快速还原，能量利用好等特点外，金属浴本身自带的大量显热，以及其良好的热传递能力，能快速补充氧化物还原所消耗的热量，促进氧化物的还原反应，这也是其特点之一。由于氧化锌矿中都伴随着一定量的铅，当采用铁浴或铁熔点以上的温度处理时，这些铅基本全部挥发，使收集物产品质量大为降低，所以实现氧化锌矿中的锌、铅分离是得到高品位氧化锌粉的关键。采用铁浴熔融还原法对含铅量高的含锌铅粉尘处理后证实，收集物中ZnO含量仅70%，没有达到处理的效果，后采用废铝形成铝浴替代铁浴，实现氧化锌的熔融还原，收集物中ZnO含量达92.523%，初步实现了锌铅分离及粉尘处理。铝浴熔融还原法的特点：铝的熔化温度很低(660℃)，其传热能力很强，可在较低温度下选择还原温度，既达到氧化锌快速还原，而Pb又不挥发的目的。
（一）铁浴熔融还原法(简称“铁浴法”)
铁浴法处理氧化锌矿的原理类似铁氧化物铁浴还原的机理。铁浴法中氧化锌的还原方式多于其它火法工艺，而且氧化锌的还原是耗热过程，铁浴法的温度高，传热方式主要是传导传热，热传递速度快，并充分利用铁水的显热，所以铁浴法中氧化锌还原反应速度很快。
（二）铝浴熔融还原法(简称“铝浴法”)
铝浴法中氧化锌主要是以含碳球团的方式进行还原。对铝浴中纯氧化锌球团以及含碳氧化锌球团还原的研究结果表明：铝浴在1000～1250℃温度范围内基本不参与氧化锌的还原，有铝浴存在时含碳球团的还原速度快于无铝浴存在。由于氧化锌还原时强吸热反映，提高温度有利于还原，但提高温度也会提高铅的蒸汽压，加大船的挥发，导致铅及其氧化物进入收集物中，铝浴法就是针对这一特点，利用铝熔点低、传热能力强的特点，是氧化锌在低温下也能获得足够热量，从而既能达到快速还原，又能降低铅挥发的目的。
二、电炉法
电炉法是采用电炉冶炼，在电炉中还原氧化锌。电炉法要求氧化锌矿的锌品位很高，铅含量及其它杂质要非常低，入炉料为粉料，还原要求冶金焦，电炉处理法的原料条件要求严格，目前我国大部分氧化锌矿低品位难选氧化矿，这种原料条件很难再众多厂家实现。
三、韦氏炉法和回转窑法
韦氏炉法和回转窑法主要处理低品位难选矿物，原料条件不限，但由于经济效益的缘故，也要求原料中Zn含量大于15%。韦氏炉法和回转窑法的炉料在还原过程中基本保持原有形状，不能发生软化或熔化；冶炼温度低，反映多是气－固相反应，冶炼周期较长；冶炼的热量均来自煤燃烧，传热方式主要是对流传热，能力利用率低。电炉处理法的冶炼温度高，原料为粉料并快速熔化；反映有气－固相反应和液－气相反应等；冶炼的热量来自电能转化，传热方式主要是辐射传热，故要求反应封闭体内进行，能力利用率高。
锑锭冶炼
