中国有色冶金

摘要:目前我国原镁生产均采用皮江法工艺，存在能源消耗高、资源利用效率低、环境污染严重及碳排放强度高的问题。本文分析了镁冶炼行业碳排放现状，从煅烧炉、还原炉和炼镁新技术3个方面阐述了镁冶炼节能减排的技术和方法。研究表明推动采用HTAC技术、富氧燃烧技术等加热方式的新型煅烧炉及采用微波、感应、等离子加热还原炉等新装备的发展与应用，开发短流程绿色炼镁技术、连续冶炼技术、铝热法炼镁技术等高效节能减碳新技术，是实现镁行业碳中和目标及可持续发展的有效途径。

摘要:铜硫化矿火法冶炼通常由精矿熔炼、铜锍吹炼和粗铜精炼三部分组成，其中熔炼和吹炼按工艺方法可分为空间冶炼和熔池冶炼，近些年，熔池冶炼技术得到了快速发展。本文重点对熔池冶炼中的富氧底吹熔炼、富氧侧吹熔炼、底吹连续吹炼和多枪顶吹连续吹炼技术的发展现状、存在问题及解决思路和方案进行了论述，特别对提出的各种组合形式的连续炼铜工艺做了展望，指出连续炼铜技术和短流程工艺是未来铜冶炼的发展方向。

摘要:我国的钴资源储量约8万t，约占全球陆地钴资源储量1%，但却是钴生产、消费大国。2021年我国精炼钴产量128万t，全球占比为70%左右，钴金属消费量超过8万t，80%以上用来生产锂离子电池，我国钴原料基本依靠进口，2021进口总量9万t（钴金属量）。钴冶炼原料主要有钴氧化物、钴硫化物和钴合金，本文对三种物料的冶炼工艺特点及装备进行阐述和总结，在此基础上指出目前我国钴冶炼存在的主要问题是产能过剩、原料过度依赖进口、产品质量有待提升等，并给出以下建议：钴行业应按照规划有序科学发展，限制钴冶炼能力盲目扩张；加大钴二次资源循环利用技术开发投入，发展钴电池废料、废合金、废催化剂等循环经济产业；开发钴冶炼新工艺、新技术，从源头上确保钴冶炼工艺技术的领先水平，使产品走向高端化。

摘要:铜锌混合氧化矿属于复杂含锌矿物，采用浮选法对氧化矿中的铜矿物和锌矿物进行分离的效果比较差。某冶炼企业将铜锌混合氧化矿采用浸出-萃取-电积提取金属铜和金属锌，该工艺中除锌萃取技术外，其他技术均属于常规工艺。锌萃取工艺采取P204为萃取剂，260^#溶剂油为稀释剂，富锌液经除油工序后再经压滤，然后送锌电积工序。针对生产实践中的问题通过采取提高锌萃取原液的锌浓度、优化萃取工艺、加强设备防腐等措施均已得到解决，锌锭实际产能超过了设计产能，达到1.3~1.4万t/a。该项目的成功运行实现了从铜锌混合氧化矿物中综合提取金属铜和锌，为后续新建项目的设计及生产提供了经验。

摘要:以湿法炼锌产出的铅银渣为研究对象，通过冶金-选矿联合工艺回收铅、锌、碳、银、铁等有价金属。结果表明，当焦粉还原剂配比为40%、石灰添加剂配比为4%、还原焙烧温度为1200℃、反应时间为60min时，铅、锌挥发直收率分别为98.85%和97.60%；改性焙烧渣经过碳粗选-碳精选、银粗选-银精选、铁磁选后获得碳精粉品位可达71.58%、银精矿品位可达548.10g/t、铁精矿品位可达70.55%，碳、银、铁回收率分别可达95.29%、91.2%和40.71%。本工艺实现了铅银渣中铅、锌、铁、银以及无害化处理后尾渣中碳的资源化回收利用。

摘要:铅银渣中含有铅、锌、银等有价金属，处理工艺应实现有价金属回收和无害化两个目的。湿法处理工艺产出的浸出渣仍然属于危废；火法处理工艺中较先进的基夫赛特工艺和Ausmelt工艺采用与铅精矿搭配的方式处理铅银渣，但分别存在生产成本高、建设投资大的问题。本文介绍一种通过氧气底吹熔炼协同处理锌冶炼铅银渣与铅精矿的工艺，理论计算显示在某冶炼厂典型的铅精矿与铅银渣成分且氧化熔炼不需配入燃料的前提下，铅银渣配入最大值为13%。生产实践数据表明，该工艺铅回收率＞98%、锌回收率＞90%、银回收率＞98.5%，资源回收率显著；整个工艺充分利用铅精矿中硫化物氧化放热，吨渣标煤消耗为260~330kgce/t，实现了铅银渣的低碳处理；工艺流程产生的烟气进行制酸，烟尘回到冶炼炉进行综合回收，废渣可以直接销售给水泥厂进行综合利用，达到了无害化处理的目标。

摘要:为提高湿法炼锌效率，本文通过虚拟仿真计算绘制含锌物料的ε-pH图、优势区图，为锌湿法冶金浸出、焙烧等工序奠定理论基础。本文采用FactSage热力学软件对含有Fe、Cu、Pb、Cd的硫化锌矿、锌焙砂在不同温度条件下的ε-pH图以及硫化锌矿的Zn-S-O三元体系和Zn-Me-S-O四元体系的优势区图进行模拟计算。结果表明：硫化锌矿直接浸出时Zn²⁺浸出终点pH值大于Fe²⁺、Cu²⁺、Pb²⁺和Cd²⁺的浸出pH值；而锌焙砂热酸浸出时Fe²⁺、Fe³⁺、Cu²⁺的浸出终点pH值小于Zn²⁺，Pb²⁺、Cd²⁺浸出的pH值大于Zn²⁺，但Zn²⁺的浸出电位均低于Fe²⁺、Cu²⁺、Pb²⁺、Cd²⁺的浸出电位；对比2种不同矿物的ε-pH图可直观看出硫化锌矿浸出时Zn²⁺稳定区相对于锌焙砂浸出时较小，从而表明锌焙砂的浸出效果更佳，这也间接说明了硫化锌矿处理前需要进行焙烧的原因。硫化锌矿优势区图分析表明温度在873K时ZnSO₄开始分解生成ZnO，同时硫化锌矿中的Fe会与Zn结合形成ZnFe₂O₄阻碍ZnO的生成，而ZnFe₂O₄不易浸出，导致锌浸出率降低，因此，焙烧过程中应尽量减少ZnFe₂O₄的生成。

摘要:三氧化二砷为有毒有害物质，且存储及运输风险非常大。本文介绍了一种采用三氧化二砷制备单质砷的湿法工艺，以实现三氧化二砷减量化和无害化进行存储和运输的需求。该工艺以三氧化二砷为原料，采用还原剂R通过还原制备单质砷，工艺中的还原剂R为铝粉、镉粉中的一种或这两种金属粉任意比例的混合物。试验结果表明，在还原温度60℃、还原时间5h、硫酸浓度7.5%、还原剂用量1.8倍的较佳工艺条件下，砷的还原率大于99%，粗砷的品位大于97%；粗砷经精制可得到品位99%以上的单质砷。该工艺流程简单、回收率高、成本低廉、环境友好，实现了三氧化二砷减量化和无害化处置的需求，为有色冶炼行业含砷固废的工业化处理开辟了一条新途径。

摘要:针对砷滤饼处理工艺产生的浸出高硫残渣，研究其单质硫脱除工艺，以富集物料中的有价金属，实现资源的回收利用。本文采用硫化剂热浸出的方法处理砷滤饼浸出残渣。试验结果表明，最佳的浸出条件：采用硫化钠为浸出剂，硫化钠浓度为2.00mol/L, 液固体积质量比为8∶1，在85℃下反应2h；在此条件下，单质硫的浸出率为98.1%，砷的浸出率为99.0%，而铋、铅、铜等有价金属基本未被浸出；同时浸出液可作为硫化剂用于沉淀废液中的铜离子，其沉淀效率与硫化钠溶液相当，实现试剂的充分利用。该方法可一步实现单质硫的高效脱除，同时降低物料中的砷含量。

摘要:高砷铜精矿火法熔炼时，砷及其化合物大部分挥发进入气相（烟气），存在公辅设备运行成本高、环境污染严重等一系列的问题。本文以艾萨炉-PS转炉-阳极炉强化铜冶炼生产工艺为例，研究了杂质元素砷在艾萨炉熔炼、贫化电炉还原、转炉吹炼和反射炉精炼的存在状态和迁移特性，其中58.8%进入艾萨电尘，另有0.4%会遗留在阳极铜中。本试验应用氧化挥发法和加碱造渣法，提出了熔炼工序、吹炼工序、精炼工序3个工序的控制措施。针对砷易挥发、难固化的特点，采用喷吹罐鼓入碱性脱杂剂和加装艾萨炉导料管等控制方法，能提升火法阶段的固砷效果和除砷量，解决了冶炼含砷烟尘量大以及铜产品砷含量过高的问题。

摘要:某冶炼企业采用回转窑联合湿法工艺回收铜阳极泥中的银，所得粗银粉品位较低，需要增加银转炉工序，致使能耗增加，环境污染严重。为取消银转炉工序，企业尝试采用新的湿法分银工艺取代原有的氨浸分银-水合肼还原分银工艺。试验探索了亚钠分银-甲醛还原-氧化酸浸除杂工艺（亚钠分银-甲醛直接还原工艺）和亚钠分银-分银液破络合-氧化酸浸除杂-甲醛还原工艺（亚钠分银-甲醛间接还原工艺），结果表明亚钠分银-甲醛间接还原工艺稳定性较好，得到的粗银粉品位达到99.93%，其他杂质含量接近0。如果采用亚钠分银-甲醛间接还原工艺代替原有工艺，预计每年为企业增加的效益至少为138.69万元。试验过程中的亚钠液再生与回用是新工艺后续需要攻克的难点，其既可以解决生产过程中液体体积膨胀的问题，又可以降低废水处理量与亚钠用量，对进一步降低生产成本至关重要。

摘要:火法炼铜行业综合回收产生的含铋铅精粉在分析检测时为复杂含铅样品，其中含有钡、砷、锑、锡、铋等元素，在进行铅含量分析时，元素间相互影响，共生包裹严重，现有检测方法不能同时解决铅完全溶解和多种杂质元素干扰的问题。本文采用酸溶-碱熔的方法对复杂含铅样品进行处理，酸溶部分的铅采用EDTA滴定法测定，碱熔部分的铅采用原子吸收光谱法测定；对酸溶溶液采用硫酸分离钡，溴化氢除砷、锑、锡，EDTA络合铋的方法，能够消除多种杂质元素对铅的干扰；对该方法进行精密度试验和准确度试验，结果表明相对标准偏差和相对误差均小于1%。该方法操作相对简便、重现性好、准确度高，对复杂含铅样品中铅的准确测定具有很好的借鉴作用。

摘要:本文将电炉粉尘（EAFD）、还原剂和造渣剂按比例配制成含碳球团并加入竖式管式炉内1500℃的铁浴，通过铁浴熔融还原工艺回收EAFD中的Zn和Fe。使用XRF、XRD、SEM-EDS及化学分析等方法对EAFD和还原后的渣铁进行分析，研究了二元碱度R、还原时间和配碳量等因素对脱锌率和还原熔分效果的影响。结果表明，还原后熔渣中ZnO含量最高为0.24 wt%、最低为0.07 wt%，脱锌率超过99%；在R=1.6、C/O摩尔比为1.1、还原时间40min时，EAFD中的锌氧化物基本被还原为Zn金属并蒸发，然后进入烟气，铁氧化物大部分被还原为金属铁并发生渗碳反应后进入铁浴，其他氧化物则形成熔渣并与铁水分离后聚集在铁浴表面；配碳量增加有利于渗碳反应并促进渣铁熔分，但当配碳量超过渗碳需求（nC/nO=1.2）时，过剩的C在熔渣中聚集并阻碍渣铁分离。

摘要:新疆某锌冶炼企业回转窑锅炉烟尘硅含量高，浸出液会形成大量胶体硅，固液分离困难。基于此，利用可溶硅在低酸条件下易浸出的特点，开发了高硅锅炉烟尘二段浸出回收锌+中和除硅联合工艺。结果表明，控制一段浸出终点pH=2时，锌、铁、可溶硅浸出率分别为61.23%、3.21%和95.23%，能有效实现硅的分离；一段浸出液经石灰和除硅剂中和除硅，硅脱除率在90%以上；一段浸出渣经高温高酸浸出后，可将渣中锌含量降至1.43%，实现了高硅锅炉烟尘中锌的高效回收。本工艺实现了硅的高效选择性浸出，抑制了铁的浸出，避免石灰中和除硅过程中生成大量的氢氧化铁胶体。

摘要:国内从铅锌冶炼烟尘中回收铟多采用硫酸浸出工艺，随着烟尘中锡含量的升高，铟的浸出率呈现下降的规律，在硫酸中铟的浸出率普遍不足60%。针对含有In₂O₃·xSnO₂的复杂铅锌冶炼烟尘，本文提出了一种铅锌冶炼烟灰氯化浸出回收铟的工艺，并考察了氯酸钠浓度、盐酸浓度、浸出温度、硫酸浓度、浸出时间、液固比等因素对铟浸出率的影响。结果显示，在氯酸钠浓度20g/L、盐酸浓度48g/L、浸出温度80℃、硫酸浓度225g/L、浸出时间3.0h和液固比L/S=5∶1(L/kg)的条件下氯化浸出，铟的平均浸出率达到92.7%。该工艺可用于处理复杂铅锌冶炼烟尘回收铟的生产实践。

摘要:针对铜冶炼企业电解产出的高金高银铜阳极泥进行分离回收锑、铋的工艺研究，采用氯化浸出-中和沉淀的方法，实现了从阳极泥中回收锑、铋的目的，同时在此过程中贵金属未分散。对影响锑、铋浸出的因素进行了单因素试验，试验结果表明：控制反应液固质量比为4∶1，控制反应温度为80℃，采用硫酸调节溶液硫酸浓度为120g/L，加入氯化钠控制氯离子浓度为140g/L，反应3h后降温过滤，锑和铋浸出率分别达到86%和98%；脱铜工序未浸出的铜和砷基本被浸出，铅的浸出率达到10%左右，贵金属金、银并未浸出而进一步得到了富集。试验对锑铋浸出液进行分步中和调节pH值，在不同的pH值条件下，获得了相对含量较高的锑渣和铋渣，为后续进一步回收锑、铋创造了条件。

摘要:本研究选取铬刚玉、镁铬刚玉和烧结锆刚玉3种不同材质的耐火砖，在不同酸碱熔渣环境下进行侵蚀试验并探索侵蚀成因。结果表明，酸性熔渣环境下，铬刚玉砖抗侵蚀性能较好，镁铬刚玉砖侵蚀较为严重，烧结锆刚玉砖侵蚀明显；随温度升高、时间延长，铬刚玉砖的抗侵蚀性能最优，镁铬刚玉砖抗侵蚀性能、抗热膨胀性能均较差，烧结锆刚玉砖侵蚀最严重；中性熔渣环境下，铬刚玉砖抗侵蚀性能降低，侵蚀状况略微明显，镁铬刚玉砖侵蚀状况相对较好，液面线上方出现了一定程度的裂缝，烧结锆刚玉砖侵蚀速度较快，液面线处出现明显“凹槽”；碱性熔渣环境下，铬刚玉砖表面被侵蚀恶化明显，镁铬刚玉砖侵蚀状况不明显，烧结锆刚玉砖被侵蚀明显。对侵蚀成因进行分析发现，侵蚀是由焚烧炉渣原渣中含有的Na₂O非晶态矿物、结晶态石英和外加钙质氧化物与耐火材料中化学成分发生反应导致的，侵蚀速度与耐火材料化学成分有关。

摘要:山东某冶炼企业产生的含砷废水As含量为20251.6mg/L，本文采用硫化沉砷工艺进行条件试验探索较佳工艺参数，并采用响应曲面法进行优化。试验对硫化剂用量、反应时间和搅拌速度对沉砷的影响进行了研究，得出较佳的工艺参数为硫化剂用量n(S^2-)/n(As)=1.2、反应时间30min、搅拌速度80r/min，此条件下沉砷后液含砷0.24mg/L；采用曲面响应法对硫化剂用量、反应时间和搅拌速度进行显著性和交互作用分析，得到的二次回归模型显著，且拟合度较好；各因素对废水沉砷的影响次序为反应时间影响＞硫化剂用量＞搅拌时间；响应曲面预测最佳工艺参数为硫化剂用量n(S^2-)/n(As)=1.22、反应时间38min、搅拌速度64r/min，此条件下，沉砷后液含砷浓度平均值为0.15mg/L。实践结果表明，采用优化后的硫化沉砷工艺参数进行处理，沉砷后液含砷浓度小于0.2mg/L，加石灰调节后，符合山东省地方标准DB 37/3416.5—2018（《流域水污染物综合排放标准》第5部分：半岛流域）要求的外排标准。

摘要:本文利用自行设计的管式热解炉进行废线路板等温热解实验，选择高精度电表及特殊的时间统计方法来提高测量精度，以精准获得废线路板热解能耗，试验结果表明：采用秒表记录热解过程中高精度电表每跳动0.01kW·h所需时间，可以进一步提高测量精度，使其与废线路板热解能耗在同一数量级，减小误差至3%以内；废线路板单位热解反应热随温度升高而增大，最佳热解温度700℃时单位热解反应热为854.34kJ/kg，随温度升高，热解反应耗时逐渐减少；热解所得热解气热值完全可满足线路板热解反应所需热量，若提高热解炉床能力，可实现废线路板热解完全自热。

摘要:钒钛磁铁矿选别产物中的钛中矿含有28%~36% TiO2，采用煤基直接还原技术处理钛中矿可以实现钛资源的富集。本文通过煤基直接还原试验，考察了还原温度、还原时间、配碳比、原料粒度等参数对非磁性产物中TiO2含量的影响；通过磁选试验考察了磁场强度和非磁性产物粒度等因素对产品中TiO2含量和回收率的影响。得出的结论如下：煤基直接还原过程较佳工艺参数为黏结剂添加量3%、成型压力15MPa、还原温度1350℃、还原时间45min、原矿粒度180~200目、配碳比nC/nO=1.1；磁分离过程较佳工艺参数为磁场强度160mT、还原产物粒度180~200目；在此工艺条件下，可获得TiO2含量58.64%的非磁性产物，回收率达63.94%。采用X-射线衍射分析了钛中矿，磁性产物和非磁性产物的物象，结果表明煤基直接还原技术可以将钛中矿中的铁元素还原为单质铁，从而在磁场作用下分离出磁性产物和非磁性产物，实现钛铁分离。