高砷硫化铜精矿火法熔炼规律
高砷硫化铜精矿火法熔炼规律
丁伟安 郭先健
(北京有色金属研究总院 北京 100088)
摘 要 本文研究了含砷0.5%以上高砷硫化铜精矿单独直接火法熔炼基本规律。试验考查了熔炼温度、富氧浓度、冰铜品位及炉渣渣型等对高砷铜精矿熔炼脱的影响,并给出了熔炼过程砷公布。研究结果表明,火法熔炼直接处理高砷硫化铜精矿是可行的。本研究对开发利用高砷硫化铜矿资源提供了可行性研究依据。
关键词 砷 硫化铜 铜精矿 熔炼
1 前言
传统火法炼铜要求精矿含砷低于0.5%,对于含砷0.5%以上的高砷铜精矿,多采用与低砷铜精矿搭配方法处理,未有单独处理的工业生产实践,本文研究了单独处理高砷铜精矿熔炼基本规律,旨在阐明火法熔炼直接处理高砷铜精矿的可行性。
2 试验
2.1 原料 试验所用高砷铜精矿主要化学成分为(%):Cu 19.07、Fe 22.19、S 30.95、As 0.71、SiO 215.59、Al 2O 35.41、CaO 0.11、其它5.97。其含铜矿物主要为兰辉铜矿;有毒杂质砷主要矿物是硫砷铜矿。熔炼用熔剂采用纯度99%以上的二氧化硅试剂和氧化钙试剂。熔炼用空气采用瓶装空气,富氧空气由瓶装空气和瓶装氧气混合而成。
2.2 设备和方法 熔炼试验在传统竖式电阻炉内进行。试验用刚玉坩埚作熔池。气体吹管为刚玉管,内径4m m 。气体流量采用转子流量计检测。铂铑——铂热电偶测温。
熔炼程序包括:(1)称取高砷铜精矿1000g 及配入一定量石英和石灰石熔剂;(2)把未装料刚玉坩埚放入电阻炉内,启动电阻炉,空炉升温至预定温度后投料,氩气保护,
恒温60～90m in ;(3)用吹管往熔池内鼓入一
定量空气或富氧空气;(4)鼓风熔炼后,恒温1h ,停炉,降温;(5)取出坩埚在空气中冷却到一定程度后,冲冷水急冷,冰铜和渣称重,并分别取样分析。
熔炼试验主要考查了熔炼温度、富氧浓度、冰铜品位以及炉渣渣型选择等对高砷铜精矿熔炼工艺脱砷的影响;同时,给出了高砷铜精矿熔炼过程砷走向情况;阐述了熔炼高砷铜精矿的可行性。熔炼脱砷率按下式计算:脱砷率=精矿含砷量(g )-冰铜含砷量(g )
精矿含砷量(g )
×100%
3 结果及讨论
3.1 熔炼温度对熔炼脱砷的影响 熔炼温图1 熔炼脱砷率与溶炼温度的关系
鼓风氧浓度35%;控制冰铜品位45%±2%
度对高砷铜精矿熔炼脱砷的试验结果见图1。
?
3?
由图1可见,高砷铜精矿熔炼脱砷率随着熔炼温度的提高而增加。
3.2 鼓风氧浓度对熔炼脱砷的影响 鼓风氧浓度对高砷铜精矿熔炼脱砷的试验结果见图2
。
图2熔炼脱砷率与鼓风氧浓度的关系
温度1250℃;控制冰铜品位45%±2%
图2表明,高砷铜精矿熔炼脱砷率随着鼓风氧浓度的升高而降低。为保证熔炼有较
高脱砷率,鼓风氧浓度控制在35%左右较合适。
3.3 冰铜品位对熔炼脱砷的影响 冰铜品位对脱砷率影响的试验结果见图3。冰铜品位与砷入渣率和砷入烟气率关系的试验结果见图4。由图3和图4可见,随着熔炼冰铜品位的升高,脱砷率和砷入渣率也升高;而砷入烟气圾所降低。砷转入弃渣中过多,既浪费了砷资源,又产生砷的二次污染;如控制砷绝大部分转入烟气,
对硫酸生
图3不同冰铜品位对脱砷率的影响
温度1250℃;鼓风氧浓度35%
图4 熔炼冰铜品位与砷入渣率和
砷入烟气率的关系
温度1250℃;鼓风氧浓度35%
产十分不利。最好是在烟气收法净化允许的能力汇围内尽量使砷转入烟气。由综合平衡计算可得到,熔炼高砷铜精矿时冰铜品位应控制在50%以下。
3.4渣型对熔炼脱砷的影响 目前,对处理高砷铜精矿未见详细的熔炼渣型报道。本文重点考查了炉渣SiO 2/Fe 和CaO 含量对脱砷的影响。结果表明,熔炼脱砷率随着炉渣SiO 2/Fe 增加有所降低,但下降幅度很小,而砷入渣率有所增加。这可能是由于随着渣SiO 2/Fe 增加,SiO 2含量超过了造渣所允许的围,使炉渣粘度增大,阻碍了砷在冰铜-渣熔体中传输,致使砷挥发率下降,砷入渣率增加(见图5)。图6表明,
图5炉渣SiO 2/Fe 对熔炼脱砷率和
砷入渣率的影响
温度1250℃;鼓风氧浓度35%;控制冰铜吕位大致45%±2%
?
4?
图6炉渣SaO含量对熔炼脱砷率和
砷入渣率的影响
试验条件:同图5。
熔炼脱砷率随着Cao含量的增加有所增加,而砷入渣率有所减小。这主要是由于适当增加炉渣中CaO含量,降低了炉渣的比重和粘度,有利于砷在冰铜-渣熔体中传输,对脱砷有利。综合上述,熔炼高砷铜精矿的适宜渣型为:SiO2/Fe1.0～1.2;CaO含量6%～10%。
3.5 高砷铜精矿熔炼过程砷的分布 由图3及图4试验研究结果,得到高砷铜精矿熔炼过程砷分布情况如下(冰铜品位45%):
熔炼产物 冰铜 烟气 炉渣占总砷量(%) 5.45 85.56 8.993.6 讨论 高砷铜精矿态经小型熔炼试验产出冰铜含砷0.09%～0.11%,再经吹炼能产出一级粗铜,对电解精炼影响不大。能否火法熔炼高砷铜精矿,主要是解决烟气净化收砷问题,避免砷对制酸和环境等影响。从国内外处理此类烟气的长期工业生产实践情况来看,采用含砷烟气→余热锅炉→旋风收尘器→热电收尘器→骤冷塔→布袋收尘器→湿法净化系统可使净化后烟气含砷达到接触法制酸要求,对环境没有太大影响。因此,采用火法熔炼高砷铜精矿,从工艺本身和烟气收砷角度出发,是可行的。
4 结论
(1)火法熔炼直接处理高砷铜精矿是可行的,烟气收砷是工艺的关键。
(2)熔炼过程主要控制参数:熔炼冰铜品位50%以下;鼓风氧浓度35%左右;熔炼温度视熔炼炉型选择而定,一般1200℃～1250℃;炉渣渣型SiO2/Fe1.0～1.2, CaO6%～10%等。
(上接第8页)
低,而实际上O2浓度对SO2的吸收无影响,只是少部份NaHSO3及Na2S2O3氧化为Na2SO4而已。
5 结论
(1)SO2浓度为1%～50%时,用Na2S 作吸收剂,采用两级鼓泡塔吸收得到很好的吸收效果。吸收最侍实验条件为:pH2.0～3.0,Na2S浓度0.4mm1/L,SO2气体流速300～600m1/min,温度常温,在这些条件下, SO2总吸收率达99.8%以上。 (2)在诸多因素中,对吸收率影响最大的因素是pH,2.0～3.0为最佳范围,其它因素对吸收虽有影响,但不显著。
参考文献
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2 南京化学工业公司研究院.低浓度二氧化硫烟气脱硫.上海科学技术出版社,1981,6
3 南京化学工业公司译.1981年国际硫酸专业会议论文译文集.硫酸工业编辑部出版,1984,212
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铜冶炼三种方法
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砷的处理方法.
砷的处理方法 废水中的三价砷可以用沉淀法进行回收，如硫酸厂中的废水，可用硫化钠在20～40℃下进行处理，所得的硫化砷用硫酸铜在70℃进行处理，冷却后进行分离，分出硫化铜后，再与硫酸铜溶液反应，并在＞70℃通入空气或氧，使砷成为五价，再分出硫化铜，溶液通入二氧化硫或硫酸厂的尾气，使五价砷还原成三价砷，并结晶，过滤干燥，即可回收三氧化二砷[1]。 在从蒽醌磺酸制备氨基蒽醌过程中，以前曾用过Na2HAsO4作为催化剂，其废水可以先在90℃加入过氧化氢，再通过一个阳离子交换树脂处理，出水中形成的H3AsO4可以用20%的NR3（R＝C8～16的烷基）在二甲苯中的溶液进行萃取，约有95%以上的砷被回收，其纯度可达97～98%，可以回用于氨基蒽酯的生产。而出水中砷的最终浓度可降至0.005～0.007mg/L[2]。 5.3沉淀及混凝沉降法 砷的主要处理方法有硫化物沉淀法, 或与多价重金属如三价铁等络合并与金属氢氧化物进行共沉定。第二种方法是水处理技术中常采用的传统混凝沉降法。此外也可采用活性炭和矾土吸附或离子交换。 5.3.1 铁盐法 铁盐法是处理含砷废水主要方法，由于砷（V）酸铁的溶解度极小，所以除直接用铁盐处理[3][4][5][6][7][8][9][10]外，也可在处理含砷废水时，先进行氧化处理，使废水中的三价砷先氧化成五价砷，使沉淀或混凝沉降法的效果更好。由于空气对三价砷的氧化速度很慢，所以常用氧化剂进行氧化，常用的氧化剂有氯，臭氧，过氧化氢，漂白粉,次氯酸钠[11][12][13]或高锰酸钾，也可以在亚硫酸钠存在下进行光催化氧化[14][15]。如在活性炭存在下也可以进行空气催化氧化，再与镁，铁，钙或锰等盐作用，脱砷能力可以提高10～30倍[16]。结合铁盐处理，出水中的砷含量可以降至0.05～0.1mg/L[17]。铁盐法可以用在饮用水的净化
硫化镍矿的处理方法
硫化镍矿的处理方法 镍矿物主要以硫化镍矿和红土镍矿这两种形式存在，其中硫化镍矿约占20%、红土镍矿大约占75%、硅酸镍矿占5%。本文我们为您讲一讲硫化镍矿的处理方法都有哪些。 硫化镍矿的处理一般是指将硫化镍矿中的镍熔炼成低镍锍或浸出到溶液中的提镍过程。硫化镍矿的处理有火法与湿法之分。火法处理主要有硫化镍矿电炉熔炼、硫化镍矿鼓风炉熔炼或硫化镍矿闪速熔炼。湿法处理主要有硫化镍矿加压浸出。 硫化镍矿的火法处理是将焙烧矿与熔剂加热熔化，使炉料中的硫化铁进一步氧化成氧化铁，与其他杂质元素和炉料中的石英等熔剂结合为炉渣，炉料中的二硫化三镍、硫化亚铜和未氧化的硫化亚铁结合成低镍锍与炉渣分离，钴和贵金属及其他少量杂质进入低镍锍。炉料中的硫氧化成二氧化硫进入烟气，经除尘净化后送往制酸或高空排放。硫化镍矿鼓风炉熔炼采用传统的鼓风炉设备，其特点是设备简单和易于操作。硫化镍矿电炉熔炼和闪速熔炼则分别采用现代电炉和闪速炉设备。电炉熔炼适用于电价低廉地区或熔炼难熔矿石。闪速熔炼是近几十年发展起来的先进熔炼技术，其特点是将焙烧和熔炼合为一个过程，这不仅使过程得到强化，而且可在自热状况下进行，因而生产能力较高，而且能耗较低。此外，这种熔炼的烟气含二氧化硫浓度
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铜镍硫化精矿熔炼流程
铜镍硫化精矿熔炼流程 我国金川公司和新疆阜康冶炼厂（处理喀拉通克铜镍矿鼓风炉熔炼产出的金属化高镍锍）镍生产的原则工艺流程如图2。 由于高镍锍除含镍和硫以外，还含有相当数量的铜,并富集了原料中的狂族金属和贵金属及钴，困此高镍锍的铜镍分离和精炼是镍冶炼工艺中的突出问题,也是多年处理硫化矿的生产关键。在镍冶金发展的早期阶段,通常采用四种方法处理高镍锍，即分层熔炼法、选矿磨浮分离法、选择性浸出法、低压基法。上世纪70年代以来，国内外高镍锍，即镍分离方法较多的优点，应用范围正在逐步扩大。? 分层熔炼法的基本理论依据是：将高镍锍和硫化钠混合熔化,在熔融状态下,硫化铜极易溶解在Na2S中,而硫化镍不易溶解于Na2S中。硫化铜和硫化镍的密度为5300—5800kg/m3,而Na2S 的密度仅为1900kg/m3。当高镍锍和Na2S混合熔化时，硫化铜大部分进入Na2S相，因其中密度小而浮在顶层，而硫化镍因其密度大面留在底层。当温度下降到凝固温度时，二者分离得更彻底，凝固后的顶层和底层很容易分开。为了使硫化铜及硫化镍更好地分离，顶层和底层再分别进行分层熔炼，重新获得分层后的硫化铜和硫化镍,直至满足工艺要求。由于该法工艺过程复杂、劳动条件差，且生产成本高，除个别工厂经革新后仍在使用外，现已基本淘汰。? 利用选矿磨浮分离铜镍—可溶阳极电解传统工艺处理，即：吹炼成高镍锍--转炉渣电炉贫化
--高镍锍磨浮分离--阳极熔炼--电解。该工艺的缺点是生产疚效率低，排入大气的烟气中含硫量高，耗电量大，有价金属的损失大。湿法选择性浸出因其铜镍提取方法不同，大致可分为五种。 (1)硫酸选择性浸出电积法。芬哈贾伐尔塔精炼厂、南非的吕斯腾堡厂均采用这一工艺。但其流程又不完全相同。如芬兰哈贾伐尔塔精炼厂处理的高镍锍成分为（%）：Ni75、Cu15、S7、Co0.7、Fe0.5、Ni/Cu=5。原先采用两段常压浸出，由于镍浸出率低。现已改为三段常压浸出。吕腾堡厂处理的高镍锍成分为(%)：Ni约50、Cu约28、S约22。采用两段加压浸出，电积提铜和电积提镍。这种浸出分离与部分净液相结合的工艺流程比较简单：缺点是电能消耗大，当Ni/Cu比低时选择性浸出效果较差。(2)硫酸选择性浸出氢还原。本工艺与上一工艺相比不同之外在于以加压氢还原取代镍电积。代表性的工厂为1974年投产的美国镍港精炼厂。其流程为高镍锍熔化--水淬--细磨,然后经一段常压浸出和两段加压浸出液经净化后用加压氢还原法制得镍粉。南非英帕拉厂所采用的流程与镍港精炼厂类似,不同之处是采用三段加压浸出。本工艺与上一工艺相比，流程比较简单，但能源消耗都比较多；镍粉售价虽然较高，然而在市场销售上的灵活性不如电解镍。(3)加压氨浸--氢还原法。代表性的工厂有加拿大舍里特公司克莱夫科精炼厂、澳大利亚克威那拉镍精炼厂。克威那拉镍精炼厂原设计处理硫化镍精矿,1974年后改为处理卡尔古利镍冶炼厂的高镍锍。该法的优点是在较低温度和压力下,在碱性介质中浸出,设备的结构和防腐蚀等方面比较容易解决。缺点是消耗大量氨,大部分硫最终氧化成硫酸根；且对含铜量高的原料亦不太适合。(4)盐酸浸出法。代表性工厂有加拿大鹰桥公司在挪威的克里斯蒂安松精煤炼厂的试验工厂。其方法是经细磨后的高镍锍用浓盐酸溶液在约70℃常压下浸出12h,浸出率为98.7%。该法选择性浸出效果很好,提镍能耗出比较低；但设备腐蚀比较严重，现已基本不采用。(5)氯气浸出法。挪威的克里斯蒂安松厂除了曾试验过上述盐酸浸出法外,1975年后又开始试作氯气选择性浸出新工艺，几次改进后,于1981年建成年产（4—5.5）×104t阴极镍的精炼厂。该法的实质是，在110℃下通氯气选择性浸出镍，浸出液经置换脱铜，用碳酸镍中和脱铁，溶剂萃取公离镍钴,分别电积得到阴极镍和阴极钴。在阳极上产生的氯气返回浸出。高镍锍中的铜、硫几乎全部以CuS形态留于浸出渣中。该流程的特点是浸出液体中Ni2+高达230g/L,总的溶液量少,阳极析出的氯气返回利用；与其他工艺相比,流程较为简化。目前世界上用氯气浸出法的还的日本住友新居滨精炼厂。羰基法生产属于气化冶金方法,以加拿大国际镍公司铜崖精炼厂采用的中压法为代表。其高镍锍的成分为(%)：Ni62、Cu14、S2.0、Fe2、Co1,在旋转转炉内用氧气吹至S为0.2%--4%，在180℃、7.2MPa压力下羰基化,产出高纯镍粉及Ni--Fe粉,铜和贵金属富集于残渣中。该法比蒙得法效率高,但不像蒙得法要求原料中不能含硫和铜。高压法虽然比中压法效率要高，但过程要求在200℃、18—20MPa压力下进行,中压法对原料的镍铜比及含硫量量要求比高压法要严格。
铅冶炼工艺流程
铅冶炼工艺流程选择 氧气底吹熔炼—鼓风炉还原法和浸没式顶吹（ISA或Ausmelt）熔炼—鼓风炉还原法在工艺上都是将冶炼的氧化和还原过程分开，在不同的反应器上完成，即在熔炼炉内主要完成氧化反应以脱除硫，同时产出一部分粗铅和高铅渣。高铅渣均是通过铸渣机铸成块状再送入鼓风炉进行还原熔炼，产出的粗铅送往精炼车间电解，产出的炉渣流至电热前床贮存保温，前床的熔渣流入渣包或通过溜槽进入烟化炉提锌。随着我国对节能减排和清洁生产政策的不断贯彻落实，上述工艺的弊端也显现出来，鼓风炉还原高铅渣块，液态高铅渣的潜热得不到利用，还要消耗大量的焦炭，随着焦炭价格的提升，炼铅成本居高不下。电热前床消耗大量的电能和石墨材料，也增加了冶炼成本，同时需要占用大量的土地和投资。 为了适应环保、低炭、节能降耗的需求，新的技术不断出现，目前在河南省济源豫光金铅，金利公司、万洋集团各自采用的液态高铅渣直接还原的三种炉型代表了我国铅冶炼发展的最高水平。 一、豫光金铅底吹还原工艺： 取消鼓风炉，不用冶金焦，实现液态渣直接还原，与原有富氧底吹炉氧化段一起，形成完整的液态渣直接还原工业化生产系统。具体技术方案为：铅精矿、石灰石、石英砂等进行配料混合后，送入氧气底吹炉熔炼，产出粗铅、液态渣和含尘烟气。液态高铅渣直接进入卧式还原炉内，底部喷枪送入天然气和氧气，上部设加料口，加煤粒和石子，采用间断进放渣作业方式。天然气和煤粒部分氧化燃烧放热，维持还原反应所需温度，气体搅拌传质下，实现高铅渣的还原。工艺流程如图1。
图1 豫光炼铅法的工艺流程图 生产实践效果 8万t/a熔池熔炼直接炼铅环保治理工程主要包括以豫光炼铅法为主的粗铅熔炼系统、大极板电解精炼系统和余热蒸汽回收利用系统等。项目09年2月正式开工，09年8月进行设备安装，2010年元月开始空车调试，3月28日熔炼系统氧化炉点火烘炉。目前氧化炉、还原炉、烟化炉、硫酸及制氧系统均正常生产，经几个月的生产检验，各项环保指标优于国标，技经指标达设计水平。 豫光炼铅新技术的主要特点 （1）流程短：工艺省去了铸渣工序，淘汰了鼓风炉，减少了二次污染和烟尘率（国际同类技术的烟尘率一般在15%左右，而豫光炼铅法的烟尘率仅为7～8%）。 （2）自动化水平高：工艺可在氧化、还原等关键工序中设置3000多个数据控制点，实现全系统的DCS集中自动控制，用工大幅减少，系统生产更安全稳定性。 （3）低能耗：该工艺不仅利用了渣和铅的潜热，熔池熔炼时传热传质效率高，能耗大大降低。粗铅能耗比氧气底吹-鼓风炉炼铅低25%左右，比传统工艺低约50%。 （4）低排放：采用天然气、煤粒替代焦炭，达到清洁生产的目标，SO2排放浓度和远低于国家标准，仅为氧气底吹-鼓风炉炼铅中鼓风炉排放量的10%，同时CO2排放量仅为氧气底吹-鼓风炉炼铅工艺的22%。 （5）清洁化生产：密闭性好的熔炼设备缩短了工艺流程，减少了无组织排放量，实现了铅清洁化生产。终渣含铅指标比国际同类工艺低2%左右，资源利用率提高。
含砷废水处理研究进展
含砷废水处理研究进展 各位读友大家好，此文档由网络收集而来，欢迎您下载，谢谢 摘要：含砷废水的传统处理方法，如物理法和化学法的不足之处在于费用高，二次污染大，工程化程度小。微生物法在含砷废水处理方面的研究取得了显著进展，研究成果已投入工程应用。本文认为活性污泥法对含砷废水的处理有着广阔的应用前景。 随着冶金和化工等行业发展以及贫矿的开发，砷伴随主要元素被开发出来，进入废水中的砷数量相当大[1]。据1995年中国环境状况公报报道，95年砷排放量达到1084吨，比94年增长%，1996年中国环境状况公报报道，96年砷排放量达到1132吨，比95年增长%。含砷废水有酸性和碱性，当中一般也含有其它重金属离子。砷与铅等共同作用会使废水的毒性更大，国内外都曾发现废水中
砷的中毒事件[2]。 含砷废水中砷的存在形态受pH的影响很大，在中性条件下，可溶砷的数量达到最大，随着pH的升高或降低其溶解的数量都将降低。pH为时，溶液中砷主要以无机砷的形态存在，当pH为时，有机砷为其主要存在形态[3]。但由于含砷废水的来源并不单一，其成分也是复杂多变的。 含砷废水的处理在六十年代就已得到世人的关注。如能回收利用则不仅可解决了砷对环境的污染问题，而且经济效益显著，节约资源。目前，比较系统的处理方法有化学沉淀法、物理法以及新兴的、最具发展前途的微生物法。 本文通过对含砷废水的传统处理方法如物化法和化学法进行系统论述，找出其存在的问题，详细考察微生物法处理含砷废水的研究进展，旨在为进一步发展活性污泥法处理含砷废水的处理技术提供重要的参考依据。 1化学法处理含砷废水处理含砷废
水，目前国内外主要有中和沉淀法、絮凝沉淀法、铁氧体法、硫化物沉淀法等，适用于高浓度含砷废水，生成的污泥易造成二次污染。在化学法方面的研究已经比较成熟，很多人曾在这方面做了深入的研究。 中和沉淀法作为工程上应用较广的一种方法，很多人在这方面作了深入的研究，机理主要是往废水中添加碱（一般是氢氧化钙）提高其pH，这时可生成亚砷酸钙、砷酸钙和氟化钙沉淀。这种方法能除去大部分砷和氟，且方法简单，但泥渣沉淀缓慢，难以将废水净化到符合排放标准[4]。 絮凝共沉淀法，这是目前处理含砷废水用得最多的方法。它是借助加入（或废水中原有）Fe3+、Fe2+、Al3+和Mg2+等离子，并用碱（一般是氢氧化钙）调到适当pH，使其形成氢氧化物胶体吸附并与废水中的砷反应，生成难溶盐沉淀而将其除去。其具体方法有，石灰-铝盐法、石灰-高铁法、石灰-亚铁法等[4]。
铜冶炼基础知识
冶金概论讲义 1 冶金基本知识 1.1 冶金的概念及冶金方法分类 冶金就是从矿石或二次金属资源中提取金属或金属化合物，用各种加工方法制成具有一定性能的金属材料的过程和工艺。 冶金的技术主要包括火法冶金、湿法冶金以及电冶金， 根据冶炼金属的不同，冶金工业又了可以分黑色冶金工业和有色冶金工业，黑色冶金主要指包括生铁、钢和铁合金（如铬铁、锰铁等）的生产，有色冶金指后者包括其余所有各种金属的生产。 1.2 火法冶金 火法冶金是在高温条件下进行的冶金过程。矿石或精矿中的部分或全部矿物在高温下经过一系列物理化学变化，生成另一种形态的化合物或单质，分别富集在气体、液体或固体产物中，达到所要捉取的金属与脉石及其它杂质分离的目的。实现火法冶金过程所需热能，通常是依靠燃料燃烧来供给，也有依靠过程中的化学反应来供给的，比如，硫化矿的氧化焙烧和熔炼就无需由燃料供热；金属热还原过程也是自热进行的。火法治金过程没有水溶液参加，所以又称为干法冶金。火法冶金是提取金属的主要方法之一，其生产成本一般低于湿法治金。 火法冶金包括：干燥、焙解、焙烧、熔炼，精炼，蒸馏等过程。 1.3 湿法冶金 湿法冶金是在溶液中进行的冶金过程。湿法冶金温度不高，一般低于100℃，现代湿法冶金中的高温高压过程，温度也不过473K左右，极个别情况温度可达573K。 湿法冶金包括：浸出、净化、制备金属等过程。 （1）浸出用适当的溶剂处理矿石或精矿，使要提取的金属成某种离子（阳离子或络阴离子）形态进入溶液，而脉石及其它杂质则不溶解，这样的过程叫浸出。浸出后经沉清和过滤，得到含金属（离子）的浸出液和由脉石矿物绢成的不溶残渣（浸出渣）。对某些难浸出的矿石或精矿，在浸出前常常需要进行预备处理，使被提取的金属转变为易于浸出的某种化合物或盐类。例如，转变为可溶性的硫酸盐而进行的硫酸化焙烧等，都是常用的预备处理方法。 （2）净化在浸出过程中，常常有部分金属或非金属杂质与被提取金属一道进入溶液，从溶液中除去这些杂质的过程叫做净化。
含砷废水处理技术
含砷废水处理技术 1 化学法处理含砷废水 处理含砷废水，目前国内外主要有中和沉淀法、絮凝沉淀法、铁氧体法、硫化物沉淀法等，适用于高浓度含砷废水，生成的污泥易造成二次污染。在化学法方面的研究已经比较成熟，很多人曾在这方面做了深入的研究。 中和沉淀法作为工程上应用较广的一种方法，很多人在这方面作了深入的研究，机理主要是往废水中添加碱（一般是氢氧化钙）提高其pH，这时可生成亚砷酸钙、砷酸钙和氟化钙沉淀。这种方法能除去大部分砷和氟，且方法简单，但泥渣沉淀缓慢，难以将废水净化到符合排放标准[4]。 絮凝共沉淀法，这是目前处理含砷废水用得最多的方法。它是借助加入（或废水中原有）Fe3+、Fe2+、Al3+和Mg2+等离子，并用碱（一般是氢氧化钙）调到适当pH，使其形成氢氧化物胶体吸附并与废水中的砷反应，生成难溶盐沉淀而将其除去。其具体方法有，石灰-铝盐法、石灰-高铁法、石灰-亚铁法等[4]。 铁氧体法，在国外，自70年代起已有较多报道，工艺过程是在含砷废水中加入一定数量的硫酸亚铁，然后加碱调pH至8.5-9.0，反应温度60-70℃，鼓风氧化20-30分钟，可生成咖啡色的磁性铁氧体渣[5]。Nakazawa Hiroshi 等研究指出[6]，在热的含砷废水中加铁盐（FeSO4或Fe2(SO4)3）,在一定pH下，恒温加热1 h。用这种沉淀法比普通沉淀法效果更好。特别是利用磁铁矿中Fe3+盐处理废水中As(III)、As(V)，在温度90℃，不仅效果很好，而且所需要的Fe3+浓度也降到小于0.05mg/L。赵宗升曾[7]从化学热力学和铁砷沉淀物的红外光谱两个方面探讨了氧化铁砷体系沉淀除砷的机理，发现在低pH值条件下，废水中的砷酸根离子与铁离子形成溶解积很小的FeAsO4，并与过量的铁离子形成的FeOOH羟基氧化铁生成吸附沉淀物，使砷得到去除。 马伟等报道[8]，采用硫化法与磁场协同处理含砷废水，提高了硫化渣的絮凝沉降速度和过滤速度，并提高了硫化剂的利用率。研究发现经磁场处理后，溶液的电导率增加，电势降低，磁化处理使水的结构发生了变化，改变了水的渗透效果。国外曾[9]有人提出在高度厌氧的条件下，在硫化物沉淀剂的作用下生成难溶、稳定的硫化砷，从而除去砷。 化学沉淀法作为含砷废水的一种主要处理方法，工程化比较普遍，但并不是采用单一的处理方式，而是几种处理方式的综合处理，如钙盐与铁盐相结合，铁盐与铝盐相结合等等。这种综合处理能提高砷的去除率。但由于化学法普遍要加入大量的化学药剂，并成为沉淀物的形式沉淀出来。这就决定了化学法处理后会存在大量的二次污染，如大量废渣的产生，而这些废渣的处理目前尚无较好的处理处置方法，所以对其在工程上的应用和以后的可持续发展都存在巨大的负面作用。 2 物化法处理含砷废水 物化法一般都是采用离子交换、吸附、萃取、反渗透等方法除去废液中的砷。物化法大都是些近年来发展起来的较新方法，实用的尚不多见，但是有众多学者在这方面做了深入的研究，并取得了显著的成果。 陈红等曾[10]利用MnO2对含As(III)废水进行了吸附实验，结果表明，MnO2对As(III)有着较强的吸附能力，其饱和吸附量为44.06mg/g（δ-MnO2）和17.9 mg/g(ε-MnO2)，阴离子的存在使MnO2吸附量有所下降，一些阳离子（如Ga3+、In3+）可增加其吸附量，吸附后的MnO2经解吸后可重复使用。
处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺的制作流程
图片简介: 本技术介绍了一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，属于金属矿物加工技术领域。该碎磨工艺的具体工艺步骤为：半自磨→湿式筛分→顽石破碎→旋流分级→球磨分级。本技术使用半自磨设备进行破碎，改变了矿石原有的破碎方式，简化了生产流程，与传统硫化镍铜矿石的碎磨工艺相比，磨矿产品粒度稳定，粒级分布更合理，减少了金属矿物的过度粉碎，减轻了铁质对有用矿物的污染，为浮选创造了更加有力的条件，使适合浮选工艺富集回收的74～ +10μm粒级含量增加14%，而不适宜浮选工艺处理的10μm粒级含量减少约5%；设备台数少，生产成本低；减少了矿石在生产环节中的来回倒运，避免了粉尘对职工作业环境的污染，降低了人员职业病风险。 技术要求 1.一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，包括以下步骤： （1）半自磨：将镍铜硫化矿石在井下经初步破碎至粒度≤250mm后，使用皮带运输机给 入半自磨机进行磨矿，产出半自磨机排矿，该半自磨机排矿为重量百分比浓度65-70%的 矿浆； （2）湿式筛分：将步骤（1）中的半自磨机排矿自流给入湿式筛分机进行筛分，筛上为 难以磨碎的顽石，筛下为细粒产物，该细粒产物中粒度≤6mm的矿粒占比80-90%；
（3）顽石破碎：将步骤（2）中顽石由皮带运输机给入顽石破碎机进行破碎，给矿量46-92吨/时，产出粒度≤15mm的破碎产品，该破碎产品通过皮带运输机返回半自磨机进行循环磨矿； （4）旋流分级：将步骤（2）中细粒产物泵入水力旋流器进行分级，旋流器压力为0.7-0.75Mpa，产出溢流矿和沉砂，溢流矿自流至搅拌槽，添加浮选药剂并搅拌均匀后作为浮选的原料； （5）球磨分级：将步骤（4）中沉砂自流给入球磨机进行磨矿，球磨机磨矿介质充填率为30-35%，排矿产品为重量百分比浓度58-65%的矿浆，该排矿产品泵入水力旋流器进行分级。 2.如权利要求1所述的一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，步骤（1）中，磨矿时，所述给矿量为460吨/小时，磨矿浓度75 %，磨矿功指数为15.9-17.65Kwh/t，磨矿介质充填率为8-15%，磨矿给水水压为0.35-0.45Mpa。 3.如权利要求1或2所述的一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺，其特征在于，步骤（4）中，所述溢流矿为重量百分比浓度25-27%的矿浆，该矿浆中粒径为0.074mm的矿粒占比70-75%；沉砂为重量百分比浓度65-75%的矿浆，该矿浆中矿粒粒径≤6mm。 技术说明书 一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺 技术领域 本技术涉及金属矿物加工技术领域，具体涉及一种新的矿石碎磨工艺，特别涉及一种处理镍铜硫化矿石的碎磨工艺。 背景技术
冲天炉熔炼工艺基础
冲天炉熔炼工艺基础 1、冲天炉熔炼基本原理 （1）底焦燃烧：冲天炉底焦燃烧可以划分为两个区带： A、氧化带：从主排风口到自由氧基本耗尽. 二氧化碳浓度达到最大值的区域。 B、还原带：从氧化带顶面到炉气中[CO2]/[CO] 浓度基本不变的区域.从风口 引入的风容易趋向炉壁. 形成炉壁效应. 形成一个下凹的氧化带和还原带. 对熔化造成不利影响。 ①不易形成一个集中的高温区. 不利于铁水过热； ②加速了炉壁的侵蚀； ③铁料熔化不均匀. 铁液不易稳定下降, 影响化学成分。 解决方法： ①采用较大焦炭块度. 使风均匀送入； ②采用插入式风嘴； ③采用曲线炉膛； ④采用中央送风系统； ⑤熔炼过程中为使焦炭不易损耗. 送风量要与焦炭损耗相适应。根据炉气、炉料、铁水浓度和温度.炉身分为 4 个区域：（1）预热区：从加料口下沿. 炉料表面到铁料开始熔化的区域称为预热区. 下面的炉气温度 可达1200℃—1300℃ . 预热带的上部炉气温度为200℃—500℃。由于这一区域的平均温度 不高.炉气黑度和辐射空间较小.炉气在料层内流速较大.炉料与炉气之间的热交换以对流为主. 炉料在预热区内停留时间较长. 一般为30 分钟左右. 预热区的高度受有效高度、底焦高度、炉内料面的实际位置、炉料块度、熔化速度、焦铁比的影响。 （2）熔化区：从铁料开始熔化到熔化完毕这一区域称为熔化区. 在实际熔炼过程中. 底焦顶面高度的波动范围大致等于层焦的厚度. 熔化区内的热交换方式仍以对流为主. 在实际熔炼过程中. 熔化区不是一个平面区带. 而是一个中心下凹的曲面. 从铁水过热和成分均匀度出发希望熔化区窄而平直.熔化区在炉内位置的高低基本上是由炉气和温度分布状态决定. 也受 焦炭的烧失速度、批料重量、炉料块度等因素影响. 这些因素将使铁料的受热面积、受热时间、受热强度发生变化.造成熔化区高度波动（影响出铁温度）. 当焦铁比一定. 熔化区的平均高度将会因批料重量的减小而提高.从而扩大了过热区. 提高了铁水温度.但是批料层不宜过薄. 否则易混料使加料操作不便。 （3）过热区：从铁液熔化以后. 铁水下滴过程中.与高温炉气和炽热的焦炭相接触.温度进一 步提高. 此区域称为过热区（过热区炉气温度一般在1600℃—1700℃）。过热区内以焦炭 与铁水接触传导传热为主. 焦炭表面燃烧温度对热交换效果有重要影响。因而设法强化底焦燃烧.经测定铁水滴成铁水小流穿越底焦的时间一般不超过30 秒.而在这一区间内铁水却要提
云南典型含砷废物来源特性及相关处理技术应用评价
云南典型含砷废物来源特性及相关处理技术应用评价 王金华1*杨雪2姬成岗1 （1.云南省环境科学研究院2.云南省固体废物管理中心云南昆明650034） 摘要：在分析了云南典型含砷废物来源、成分、属性及其稳定性的基础上，介绍了云南主要应用的含砷废物处理技术特点并进行了评价，提出了降低含砷废物对环境污染隐患的对策。 关键词：含砷废物；来源；处理技术 含砷废物在云南省内主要来源于有色金属冶炼、化工等行业，而云南省是我国重要的冶炼及化工生产大省，含砷废物的产生量较大。有色金属冶炼行业产生的有价含砷废物通过高温脱砷后回收其有价元素，能耗大、成本高；无价含砷废物一直没有找到经济有效的处置途径。目前已产生的含砷废物大多堆存在厂区内部，加之贮存条件限制，含砷废物潜在污染隐患较为突出。含砷废物对环境造成的砷污染属于持久性污染，通过自然降解很难消除，特别是对水体和土壤的砷污染，最终可以通过食物链或地表水、地下水进入人体而危害人类健康。含砷废物所产生的严重危害正日趋突现，因此对云南省典型含砷废物来源特性及相关处理技术应用进行评价十分必要。 1 云南含砷废物的来源及特性分析 1.1 含砷废物的来源 在金属硫化矿中常常伴生有砷，常见的含砷矿物有雄黄(As2S2)、毒砂(FeAsS)、雌黄(As2S3)、斜方砷铁矿(FeAs2)、辉砷钴矿(CoAsS)、硫砷铜矿(Cu3AsS4)、辉砷镍矿(NiAsS)等。我国砷矿资源丰富，探明储量为世界总储量的70%，其中云南省储量占全国总储量的15.5%[1]。云南省的含砷废物主要来自有色金属冶炼烟尘，冶炼废渣，处理含砷废水和废酸的污泥等，其中冶炼烟尘、废渣中含砷较高。从整个有色冶金系统来看，进入系统的砷，除一部分直接回收成产品白砷即As2O3外，其它的砷绝大部分都进入到含砷废物中。 云南省内几个主要的铅、锌、铜、锡冶炼企业砷的主要开路均为含砷废物，主要包括硫化砷渣、鼓风炉烟尘、砷锑烟尘、反射炉烟尘和酸泥等；化工企业的含砷污泥和酸泥等。根据调研典型企业的砷相关数据统计，典型企业砷总量的98%以上来源于原矿，总砷量约8000t/a，并结合云南省铅、锌、铜、锡主要金属生产情况和化工行业硫酸生产情况，推算得出全省砷的总量不低于3万t/a。 1.2 云南典型含砷废物成分 云南省的含砷废物因有色冶炼行业冶炼工艺的不同、原矿成分差异，含砷废物中主要有 *作者简介：王金华1982年生，男，硕士研究生，主要从事危险废物处置技术研究工作。E-mail：78327152@ qq. com；中央重金属污染防治专项资金补助项目：《重金属类危险废物锍化技术研发及中试平台建设》（云环发〔2014〕80号）。
高铅渣氧气侧吹炉还原熔炼工艺的简单介绍
高铅渣氧气侧吹炉还原熔炼工艺的简单介绍 高铅渣氧气侧吹炉还原熔炼工艺的简单介绍 底吹炉产生的高铅渣在氧气侧吹炉中进行还原，产出粗铅、含锌炉渣和含烟气。 含铅的返料、熔剂（石灰石）进入侧吹炉车问的配料储仓。 由于侧吹炉还原是间断、周期性作业(通常2小时一周期)，故加料也是周期性的， 配料工班将返料、石灰石、和煤，通过称量按给定的比例送到总皮带运输机。如此配制的炉料送到炉上的加料口，在预定的时间段内将规定数量的上述物料通过加料口连续加到炉渣熔体的表面。通常使用1个加料口加料。 在加入炉料和煤的同时通过下排鼓风风咀向炉渣熔体送入含氧的鼓风（工业氧或工业氧与空气的混合气）。 在炉渣熔体中发生煤的燃烧反应(见反应式1—3) 、燃气的燃烧反应（反应4-5），和氧化铅的还原反应（反应6-8），以及造渣组分间进行造渣反应（反应10--11）。与此同时入炉物料中含有的其它高价态杂质金属（如铁、锌、锑、砷、等）的氧化物也进行不同程度的还原。 C+O2 = CO2 (1) 2C+ O2 = 2CO (2) CO2+ C = 2CO (3) CH4+2O2=CO2+2H2O (4) CH4+1.5O2=CO+2H2O （5） PbO+C=Pb+CO (6) PbO+CO=Pb+CO2 (7) PbO·SiO2+CO= Pb+CO2+SiO 2 (8) 2Fe3O4 +C=6FeO+CO2 (9)
同时还有造渣反应发生 2FeO+SiO2 = 2 FeO·SiO2 (10) CaO+ SiO2 = CaO·SiO2 （11） 煤和煤气或天然气燃烧为侧吹炉进行的还原过程补充了必要的热能。这必要的热能用于将底吹炉的高铅渣从1000℃提高到1200℃，用于补偿侧吹炉发生的各项热损失；煤和煤气或天然气燃烧的另一作用是起还原剂的作用，将铅的氧化物（简单的和与SiO2化合态的PbO）还原成金属铅，这是本工序的目的。另一重要还原反应是磁铁矿的还原（反应9），我们知道底吹炉产出的高铅渣中Fe3O4含量达整个渣量的10%，或更多。Fe3O4熔点高粘度大，是产生“泡渣”喷炉事故的元凶！它可能造成高铅渣还原熔炼开始时出现炉口喷渣现象。 在被鼓风激烈搅拌的炉渣熔体中（风口以上的区域，又称鼓泡区）新生成铅的液滴，相互碰撞而迅速长大，并沉降于炉缸中，形成铅层。贵金属、铜锍也被捕集于此铅中。粗铅通过虹吸从炉中流出。 关于熔池中氧化铅还原的机理，研究证明：还原发生在那些粘有碳粒的CO气泡上。即按反应7，CO还原出铅同时产生CO2，CO2随即按反应3与C反应再生出CO。 采用混合还原剂是熔池还原熔炼的发展方向。比 化合态的PbO·SiO2比PbO还原难些，加入石灰石的目的，是用强碱性CaO从硅酸铅中置换出相对弱碱性的PbO，以利于铅还原。 严格地说天然气不是还原剂，天然气燃烧的产物才是还原剂。 在炉子低于风咀水平面的区域熔体处于相对平静状态，金属铅滴迅速与炉渣按密度分离。要求还原终了的炉渣含Pb≤3%；渣型：CaO/SiO=0.6-0.8。 离熔体的炉气中含CO浓度高近50%，经再燃烧风咀鼓风燃烧后CO浓度降至10—15%，燃烧产生的热通过加热鼓泡飞溅起的液滴、将热返回熔池。第四层水套上的风咀属三次燃烧，在此将烟气中的CO燃尽，以保后接设备的安全。 设计的离炉烟气中SO2浓度超过排放标准。经余热锅炉冷却、收尘后经脱硫处理排放。 节能、环保是本工艺较之传统工艺最突出的优点。