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白钨精矿焙烧

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白钨精矿焙烧百科

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铜精矿氧化焙烧

2019-01-07 17:38:11

反射炉或电炉熔炼铜精矿时,为了调整铜铳品位以减轻转炉吹炼负担并回收铜精矿中的一部分硫制酸,通常先经过半氧化焙烧。       图1  为流态化焙烧设备连接图实例。    图1  流态化焙烧设备连接图实例   1-桥式抓斗起重机;2-粗矿仓;3-精矿斗;4、5-胶带运输机; 6、9-精矿斗;7-圆盘给料机;8、10-皮带秤;11-流态化焙烧炉; 12-废热锅炉;13-φ1200旋风收尘器;14-φ650旋风收尘器; 15-排烟机;16-电收尘器;17-鼓风机

铜精矿氧化焙烧的焙烧产物

2019-01-07 17:38:27

焙烧产物有炉子溢流口出来的焙砂、从烟气出口出来的烟尘和烟气。焙砂与烟尘的成分略有差别,后者含硫较高,两者合并起来叫做焙烧矿。       表1焙烧矿化学成分及物理性质实例。   表1  焙烧矿化学成分及物理性质实例厂别化学成分,%物理性质CuFeSSiO2Zn其它堆积密度 t/m3安息角,°比热 kJ/(kg·℃)白银-冶 铜山 阿纳康达16.86 18.20 30.9030.55 34.60 22.604.16 15.30 18.05.83 16.80 7.603.36 2.70  39.24    1.18    25~27    0.74           表2为白银-冶焙砂及烟尘筛分析实例。   表2  白银-冶焙砂及烟尘筛分实例,%粒度,mm焙砂竖管烟尘大旋烟尘小旋烟尘电收烟尘0.3518.510.6750.37  -0.351~+0.2465.930.0530.148  -0.246~+0.1755.930.0270.74  -0.175~+0.10422.533.3060.020.4310.241-0.104~0.07418.9410.8886.641.5351.239-0.07415.7084.2292.597.9498.52       表3为流态化焙烧炉出口烟气实例。   表3  流态化焙烧炉出口烟气实例厂别烟气量 km3/h烟气含 尘量g/m3烟气成分,%烟气温度 ℃备注SO2SO3H2OO2N2白银-冶  12.7~14.7300~350     750~800炉床36m210.8~13.722612.460.545.371.9379.70750~800炉床22.5m2博尔22.16113712~14 23~28微 600湿法进料

铜精矿硫酸化焙烧焙烧产物

2019-01-07 17:38:27

一、焙烧矿       焙烧矿的浸出率是衡量焙烧矿质量的主要标准。半硫酸化焙烧要求铜的水溶率为50%左右,全硫酸化焙烧时则高达90%。酸溶率一般要求为97%以上。铁的酸溶率越低越好,以1%~2%为宜。烟尘中铁的酸溶率比焙砂高,因为烟尘中含氧化铁较高,粒度又较细,容易浸溶出来。       焙砂的颗粒较粗,堆积密度约为1.5~1.6t/m3。烟尘的颗粒较细,几乎全部在0.074mm以下,堆积密度约为1~1.2t/m3。       表1为焙砂与烟尘质量实例。表2为焙烧矿化学成分实例。表3为焙烧矿粒度组成实例。   表1  流态化炉焙砂和烟尘质量实例,%精矿产地焙烧矿 产出率烟尘率焙砂烟尘铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫铜的酸溶率铜的水溶率铁的酸溶率全硫大冶87.544.398.644.321.566.399.475.33.97.7德兴105159588 7.59695 9.6小寺沟1093394.252.1  94.1571.2  二密10830.695.892.21.58.996.696.03.110.6中条山  9890  9796.0  东风1144088.8559.966.78.17         ①东风为焙砂烟尘混合取样数据。   表2  流态化炉焙烧矿化学成分实例,%名称CuFeS总AsAl2O3CaOMgOSiO2Ag,g/t焙烧矿14.9925.697.690.630.560.0981.0511.20 焙烧矿12.0733.757.740.021 0.501.106.4839.05焙砂13.5635.668.970.0025 2.930.752.87 烟尘11.9335.268.510.0023 3.650.292.90 焙砂12.2615.967.880.1145.051.290.9229.3727.5烟尘11.6021.169.780.3123.930.990.7217.0735.0   表3  流态化炉焙烧矿粒度组成实例,%名称粒度,mm+0.175-0.175~+0.124-0.124~+0.104-0.104~+0.074-0.074~+0.062-0.062~+0.053-0.053~+0.043-0.043烟尘  0.991.8997.12   焙砂0.98513.326.6915.1743.45   焙烧矿8.7514.922.66.767.0   焙砂27.28.118.915.230.6   焙砂25.2328.7317.596.7521.7   烟尘    0.0730.14610.53889.243       二、烟气       铜精矿硫酸化焙烧炉所产烟气含SO2一般为3%~5%。表4为烟气成分实例。   表4  硫酸化焙烧烟气成分实例,%精矿产地SO2SO3O2大冶5.201.726~7德兴4.251.776~7二密4.41.406~7中条山2.5~3.50.8~1.26~7

银精矿的氯化焙烧

2019-02-19 11:01:57

含银的硫化物能为溶液所分化,但分化速度却很缓慢。如将精矿加食盐焙烧使银转化为氯化银后,就很易被溶液所分化了。焙烧的食盐参加量,一般为精矿分量的5%~15%,并要求精矿含硫到达2%~3%,以满意自热焙烧的条件。如含硫量过低时,可按核算量参加黄铁矿。氯化焙烧时因为贱金属杂质的存在而发作许多杂乱的反响。但就银而言,它按下列反响生成氯化银: Ag2S+2NaCl+2O2 2AgCl+Na2SO4 银精矿的氯化焙烧一般在多膛焙烧炉内约600℃条件下进行。

金精矿焙烧富集法

2019-02-11 14:05:38

河南陕西小秦岭一带挖掘含金多金属硫化物石英脉金矿,一般出产混合精矿。其档次金98.89g/t、银150g/t、铜1.45%、铅2.5%、锌1.2%、硫26%、铁31%。针对这种杂乱金精矿原国家黄金局于三门峡市建成华夏冶炼厂,专门冶炼豫陕两地黄金矿山出产的金精矿,处理才能250t/d,归纳收回金、银、铜、铅与硫,1991年建成投产。     金精矿在竖式欢腾炉中进行硫酸化焙烧,其烟气进入制酸体系。焙砂在温度70℃,矿浆浓度40%,含硫酸15g/L条件下浸出1h。经液固别离其液体含铜13.19g/L,用铁置换得含铜75%的海绵铜直接出售。除铜后浸渣调浆至液固比2.9时并参加食盐与,坚持pH=2在50℃浸出5 h,通过固液别离得到的浸出液含铅9.51g/L、银34.2mg/L、铁12.72%。加热至90℃后用铁粉置换而得含银海绵铅。除铅后的浸渣再次调浆至液固比2.9。在浓度0.08%,pH=10.5~11条件下浸出36h,固液别离后用锌粉置换金,金浸出率达98.17%,铜收回率84.15%。铅收回率89.10%。    湖南湘西金矿挖掘含金锑钨多金属石英脉型或石英网脉型矿床。在出产中独自别离出两种精矿即钨精矿与含锑金精矿。该矿自建有一套冶炼车间别离处理该两种精矿。其间含锑金精矿采纳如下三个过程完成锑金别离:一是高温焙烧,二是电解别离,三是二次氧化,别离冶炼出精锑与合质金出售。

铜精矿硫酸化焙烧

2019-01-07 17:38:27

硫化铜精矿硫酸化焙烧分全硫酸化焙烧和半硫酸化焙烧两种。      我国采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂目前多数已停产。      国外硫化铜精矿采用流态化硫酸化焙烧的湿法炼铜厂有扎伊尔的卢伊卢和希土鲁、赞比亚的查姆比希和钦戈拉以及美国的湖岸等,但近年来新建厂不多。      图1为硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程图,图2为设备连接图实例。    图1  硫化铜精矿硫酸化焙烧一般流程    图2  硫化铜精矿流态化焙烧设备连接图实例   1-反击式破碎机;2-胶带输送机;3-斗式提升机;4-振动筛; 5-胶带给料机;6-干燥窑;7-第一旋风收尘器;8-第二旋风收尘器; 9-风机;10-鼓泡器;11-圆盘细碎机;12-斗式提升机; 13-干精矿仓;14-螺旋给料机;15-斗式提升机;16-炉前料仓; 17-圆盘给料机;18-流态化炉;19-集尘斗;20-第一旋风收尘器; 21-第二旋风收尘器;22-电收尘器;23-罗茨鼓风机;24-焙烧矿仓

砷金精矿的氧化焙烧

2019-02-21 13:56:29

与毒砂(FeAsS)共生的金矿床,经浮选产出的精矿含有许多砷,一般先经焙烧脱砷后,再用化法处理。 砷金精矿的焙烧一般在欢腾焙烧炉内进行,蒸发的砷经布袋收尘以(As2O3)方式收回,硫以二氧化硫方式收回。其总反应式为: 2FeAsS+5O2 As2O3+Fe2O3+2SO2 从焙烧炉烟气冷却液中除掉砷的办法是将溶液pH调整至9,此刻砷和其他重金属即沉积。参加亚铁或三价铁盐使砷沉积相同有用。前苏联选用通氯和加硫酸亚铁相结合(与净化含废液类似)的办法除掉含砷溶液的砷也有用。 依据И.А.日什可夫等的材料,砷金精矿在450~1100℃焙烧时,砷、硫的脱除率列于下表。从下表中看出,焙烧温度为530℃时,砷、硫的脱除率别离为98%和94%;而炉温由530℃进步到1100℃时,砷、硫脱除率的上升幅度却不大。阐明毒砂的焙烧脱砷并不需要很高的温度。И.А.日什可夫等还指出:在较低温度下焙烧砷金矿产出的焙砂中,残留的砷多为各种铁盐。这类盐在加温至940℃以上时,便可分化成Fe2O3和As2O3。 表  不同焙烧温度砷硫的脱除率焙烧温度∕℃砷硫脱除率∕%AsS4504.40.053098.394.4110099.499.5 欢腾焙烧过程中生成的As2O3具有很强的蒸发性,当温度高于120℃时即开端进步进入炉气中。但因为炉内氧化剂(空气及易被复原的SO3和Fe2O3等)的作用,会使没有蒸发的As2O3氧化生成蒸发性小的As2O5。跟着炉温的增高,三价砷更易氧化成五价砷。当炉猜中存在碱金属氧化物时,生成的五价砷便与碱金属氧化物化组成盐: As2O3+3CaO=Ca3(AsO4)2 因而,炉猜中含有碱金属氧化物会使焙砂中的砷含量增高。为了进步砷的脱除率,可往炉猜中参加少数复原剂(如炭粉等)促进五价砷复原成三价后蒸发掉,以下降焙砂中的含砷量。 由此可见,高价砷的生成和复原程度,与焙烧温度、炉内气氛和炉气排出速度及炉猜中碱金属含量等要素有关。为了操控前三个要素,砷金矿的焙烧多分两段进行。即先在550~650℃且空气直销缺乏的弱氧化气氛中脱砷,后在略高的温度和空气过剩的强氧化气氛中脱硫,以进步砷的蒸发率,下降焙砂中的含砷量。这种处理办法也契合美国一专利所遵从的准则,即砷金矿的焙烧脱砷“在许多情况下,适宜在焙烧过程中残留一部分未被氧化的硫,以发明砷进入气相的抱负条件”。 砷金矿欢腾焙烧脱砷存在的另一个首要问题是金的丢失。金的沸点高(2860℃),金矿石在不高于1300℃的一般条件下熔炼,金的“蒸发”丢失是微缺乏道的。但在砷金矿焙烧时,虽然温度较低,金的丢失却很大。这首要是因为砷的存在,在高于700℃温度下焙烧时,砷与金会生成低沸点的砷金合金而蒸发。当焙烧温度低于650℃时,含砷矿藏则会首要分化蒸宣布砷,而不会生成易蒸发的砷金合金,然后可削减金的蒸发丢失。依据前期实践,将砷金矿直接加进温度802℃的焙烧炉中焙烧时,因为温度过高,焙砂中金的丢失可达33.7%,这样的丢失率是适当惊人的。跟着焙烧工艺的改善,金的这种丢失逐步下降。据1961年加拿大黄刀金矿的欢腾焙烧实践,金在烟尘中的丢失为5.5%。1969年前苏联外贝加尔达拉松矿床的欢腾焙烧实践标明,焙砂中金的收回率为96.1%~97%,产出的产品中含金l~2g∕t。 归纳上述情况能够以为:砷金矿的欢腾焙烧脱砷,最好在弱氧化气氛中和较低的温度(650℃)下进行,更不应将炉料直接参加高温炉中焙烧,且炉猜中应配入少数复原剂。假如需预先制团、制粒后焙烧,则应尽量不运用含氧化钙等碱金属物质作粘结剂。 黄金洞金矿尴尬处理的含砷金矿之一。天然金呈显微粒级,80%以上包裹于黄铁矿和毒砂等硫化矿藏中。经浮选产出的精矿含金100g∕t,砷、硫含量都在20%左右。该矿曾于1975年和1978年别离选用隧道窑和回转窑进行焙烧,虽可完成S、As的部分脱除,但作用欠安,且收回的供应困难。后又进行多种实验,作用都不能令人满意。为探究焙烧-氯化法提金对此精矿的作用,在湖南冶金研究所等单位的参加下,该矿首要用MOM导数图仪对精矿进行了热差分析,测得DTG曲线在515(改变规模435~535)℃和550(改变规模535~655)℃处各有一吸热峰值。依据黄铁矿的分化温度低于毒砂的特色及测定的分量丢失揣度:该精矿中黄铁矿和毒砂的特征分化温度别离为515℃和550℃,毒砂的最高热分化温度为655℃。 当实验选用655℃对此精矿进行氧化焙烧2h后,焙砂中S、As残存量别离降至0.45%和0.26%,到达了很好的水平。将此焙砂进行化法浸出,金的浸出率到达93%。

碲金精矿的氧化焙烧

2019-02-20 14:07:07

碲金精矿中的碲化金,在碱性化液中经长期化虽可分化,但经过预先焙烧 Au2Te+O2 2Au+TeO2 使金复原呈金属状况,更易分化。 此外,当碲化物与黄铁矿等硫化物共生时,经过焙烧可一起将它们除掉。

辉钼矿精矿的氧化焙烧

2019-01-25 13:37:11

A 基本原理    辉钼矿氧化焙烧的总反应为:,反应为强放热过程                                   ΔH298 = 1063kJ/mol    由于在Mo-S-O系中,存在MoO2、Mo2S3等多种化合物,反应十分复杂,不同条件下可能发生不同反应。可参考有关教科书。    B 工业实践    辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及特点见表:辉钼矿氧化焙烧的主要工艺及其特点工艺名称产品含硫/%1t钼耗标准煤/kg铼挥发率/%烟尘率/%烟气SO2浓度/%回收率/%其他多膛炉焙烧≤0.170~9040~6010~200.8~3约99床能率(按钼计)100kg/(m2·d)为当前最主要的工业方法,产品既适合于炼钢,亦适于湿法处理以制取钼化工产品或钼材流态化炉焙烧2.0~2.5(主要为SO42-)0约90约40%3~5>98床能率(按钼计)100kg/(m2·d),工业生产规模,产品主要用于湿法制化工产品回转窑≤0.1400~500  0.5~4约98用于工业生产,寿命约3~4个月反射炉焙烧≤0.12000~2200不能回收 94~97为古老的方法,目前尚在我国使用石灰烧结  98以Ca(ReO4)2回收  97~98小规模生产,处理含铼高的矿闪速焙烧湿法处理后,   5~10 高温挥发产品含MoO398%~99.9%,未见工业生产报道

提高白钨精矿质量的工艺研究及生产实践

2019-02-19 12:00:26

进步白钨精矿质量的工艺研讨及出产实践   过建光   吕纯洁      摘要:“九五期间”,北京矿冶研讨总院和广州有色金属研讨院研发的选钨新工艺CF法和GY法用于柿竹园多金属矿钨浮选已获得打破性发展,但近年来出产矿石含硫常高于规划档次(原规划矿石硫档次仅0.5%~0.7%,现常到达1%~2%),现有硫化矿浮选体系已不彻底习惯,致使白钨精矿含硫超支,本研讨选用BLR+松醇油进行反浮选脱硫的办法,可使白钨精矿中的硫操控在0.3%~0.5%,很好的处理了出产中白钨精矿含硫超支的问题。    关键词:白钨精矿;脱硫;反浮选         “九五”期间研发的浮钨新工艺CF法和GY法在我矿进行试出产以来,获得了令人满意的作用,尤其是钨的选矿收回率上了一个台阶,使柿竹园矿的钨收回率由传统的56%上升到67%以上,获得了历史性的打破,现柿竹园矿1000t/d选矿厂选用GY法浮选钨矿藏。    柿竹园选矿厂处理的原矿属高中温热液矽卡岩矿床的Ⅲ矿带富矿体,矿石中的首要有用矿藏有白钨矿、黑钨矿、辉钼矿、辉铋矿、萤石和磁铁矿,脉石矿藏有黄铁矿、磁黄铁矿、方解石、石榴子石、辉石和绿泥石等,它们散布粗细不均,含量各不相同,全体嵌布粒度较细,原矿中硫含量大大超越规划的硫档次,有时乃至高达2%,这部分硫中以磁黄铁矿占相当大的份额。因为选钨新工艺中矿浆碱度下降,含硫矿藏未受到激烈按捺,致使骨干流程中硫化矿体系铋硫混浮作业硫很难收回洁净,终究使白钨精矿杂质硫的含量居高不下,影响了该产品的供应和经济效益。为此,我厂技术人员对GY法浮钨酸浸前后的白钨精矿取样进行了体系研讨,实验标明,酸浸前白钨精矿中钨很难消泡及操控钨的上浮,而酸浸后脱硫作用较好。   1  试样及药剂      本次试样一次性从拌和桶里充沛拌和均匀和酸浸后白钨精矿中获得,白钨精矿档次65.35%,含硫1.44%,实验所用药剂有CuSO4、BLR、水玻璃、Na2S、丁基黄药和松醇油,均为出产现场所用工业品,补加水为现场的出产用水。   2  浮选实验及成果   2.1 准则流程    本着浮少抑多的准则,本实验选用反浮选工艺,断定浮选计划时首要考虑硫的活化和尽可能削减白钨id丢失,因而,选用白钨精矿酸浸脱药后浮硫工艺。为简化流程,本实验各计划均选用一次开路浮硫,意图是不增加过多的动力设备,实验中对各药剂组合及pH值进行恰当调整。 2.2 实验计划及成果    针对白钨精矿活化脱硫和怎么下降脱硫时白钨精矿的丢失,进行了多种计划的实验研讨,实验中考虑了各种药剂的归纳作用,各计划的实验条件和浮选成果见表1。   表1  各计划的实验条件和脱硫浮选成果/%计划药剂及用量(g·t-1)精矿 产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S一 二     三     四     五     六     七未加药 Na2S CuSO4 丁基黄药 CuSO4 丁基黄药 pH8 Na2S 丁基黄药 pH8 Na2S 丁基黄药 pH8 CuSO4 丁基黄药 pH8.5 pH6 松醇油pH6 1600 1600 20 1500 20   1500 20   2000 20   1000 20     104.50 6.00     7.26     6.01     7.36     4.64     3.0050.71 39.50     50.66     23.83     19.28     25.07     18.4720.55 17.12     15.24     16.45     14.28     20.55     31.7966.04 67.00     66.50     68.00     69.01     67.32     66.800.54 0.42     0.36     0.48     0.42     0.51     0.313.49 3.63     5.63     2.19     2.17     1.78     0.8464.20 72.24     76.82     68.67     72.98     66.22     76.62   从表1成果看出,酸浸后的白钨精矿只需加少数的松醇油就能够到达很好的脱硫作用,这说明硫在白钨精矿酸浸已受到了活化,不需要加硫酸铜活化和诱导,相反硫酸铜和的增加会使硫精矿产率增大,加大白钨的丢失,因而脱硫的关键是操控硫精矿中白钨的含量,为了操控白钨上浮量和进一步进步硫作用,保证在工业出产中使白钨丢失降至最少和白钨精矿含硫在0.5%以下,选用水玻璃和BLR作调整剂进行脱硫实验,松醇油的用量为10g/t,浮选成果见表2。表2中的调整剂用量为条件实验的最佳用量。   表2  调整剂脱硫浮选实验成果/%调整剂及用量/(g·t-1)产率精矿档次尾矿档次收回率WO3SWO3SWO3S水玻璃 BLR2000 2003.50 3.0038.61 16.5929.56 38.3066.32 68.410.42 0.302.07 0.7471.85 89.90    从表2成果能够看出,增加BLR有利于下降硫精矿中白钨矿的含量,明显改进脱硫作用,其作用大大优于水玻璃调整剂。从浮选进程看,加BLR后,硫浮选进程更安稳,硫浮游速度更快,故终究选用BLR加松醇油的脱硫工艺。   3  出产实践      依据小型实验成果,结合我厂现场出产状况,选用了既简略又经济的BLR加松醇油脱硫工艺进行现场试出产。试出产选用两连槽5A浮选机开路浮选。经过一个月试出产,出合格白钨精矿150t,杂质硫的含量为0.2%~0.5%。处理了现场白钨精矿含硫超支的问题,该工艺现已转入工业出产,获得了杰出的经济效益。在采纳本工艺曾经,白钨精矿杂质含硫平均为1.1%,白钨精矿合格率仅为20%,采纳本工艺今后,白钨精矿杂质含硫平均为0.4%,白钨精矿合格率到达100%,每吨白钨精矿净增价值1500元,可年增经济效益100万元。   4  结语      经过实验室和现场出产实践,选用BLR和松醇油进行白钨精矿反浮选脱硫工艺简略合理,基本处理了白钨精矿含硫超支的问题,在技术上是对柿竹园高硫原矿下CF法及GY法选钨新工艺的进一步完善,经济效益明显。