氨-硫酸铵体系中某铜矿尾矿氧化氨浸工艺研究

以高碱性铜尾矿为研究对象, 在NH₃·H₂O-(NH₄)₂SO₄体系中, 以过硫酸铵为氧化剂, 详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及NH₃/NH₄⁺比率、氨、硫酸铵和过硫酸铵浓度对铜浸出率的影响。实验结果表明, 尾矿铜的最佳浸出条件为:搅拌速度为500 r/min, 浸出温度为40 ℃, 氨浓度2.4 mol/L, 硫酸铵浓度1.0 mol/L, 过硫酸铵浓度0.2 mol/L, 液固比7∶1, 在此条件下铜的浸出率为75.9%。     

氨水-碳酸铵浸出汤丹氧化铜尾矿研究

以云南汤丹高碱性、低品位氧化铜浸出尾矿为研究对象,采用NH3.H2O-（NH4）2CO3体系添加氧化剂浸出,详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及c（NH4＋）/c（NH3）、氧化剂用量、氧化剂添加顺序、氧化时间等因素对铜浸出率的影响,得到了该尾矿的最佳浸出条件。结果表明,液固比10∶1,浸出温度40℃,加入0.25 mL/g H2O2,反应2 h;然后添加NH3.H2O及（NH4）2CO3,铵离子浓度3.2 mol/L,氨水浓度0.8 mol/L,继续反应4 h,尾矿中铜的浸出率达到了72.3     

氨水-碳酸氨浸出汤丹氧化铜尾矿研究

以云南汤丹高碱性、低品位氧化铜浸出尾矿为研究对象,采用NH(3)·H2O-(NH(4))2 CO(3)体系添加氧化剂浸出,详细考察了浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及c(NH(4+))/c(NH(3))、氧化剂用量、氧化剂添加顺序、氧化时间等因素对铜浸出率的影响,得到了该尾矿的最佳浸出条件.结果表明,液固比10:1,浸出温度40℃,加入0.25mL/g H202,反应2h;然后添加NH(3)·H2O及(NH(4))2 CO(3)按离子浓度3.2mol/L,氨水浓度0.8 mol/L,继续反应4h,尾矿中铜的浸出率达到了72.3%.     

铜冶炼炉渣浮选尾矿的硫酸浸出及动力学研究

尾矿的大量囤积已成为制约冶炼过程可持续发展的重要因素,从尾矿中回收有价金属元素可以降低企业资源的过度浪费,减少对周边环境的污染,同时提高资源的综合回收率。对某铜冶炼炉渣浮选尾矿采用硫酸浸出工艺进行试验,考察了初始pH、液固比、浸出时间和浸出温度对铜浸出率的影响。结果表明:在初始pH=3、浸出时间为12 h、液固比为4 m L/g、浸出温度为90℃条件下,铜的浸出率达到78.53%,H2SO4用量为23.57 kg/t,其余杂质元素浸出率较低。对铜浸出过程动力学模型研究表明,该硫酸浸出过程符号内扩散模型,反应的表观活化能为23.961k J/mol。     

铜镉渣常温常压氧化氨浸工艺研究

以过硫酸铵为氧化剂, 氨为络合剂, 采用常温常压氧化氨浸工艺浸出铜镉渣中有价金属锌、镉和铜。对浸出过程工艺条件进行研究, 结果表明:在氨水浓度3.4 mol/L、铵离子浓度5.0 mol/L、(NH₄)₂S₂O₈浓度30 g/L、液固比5∶1、浸出时间60 min的条件下, 铜、镉的浸出率达到99%,同时锌的浸出率达到95%。     

碳酸铵溶液浸出非洲氧化铜矿的研究

以碳酸铵作浸出剂, 利用其受热分解产生氨气的性质, 对非洲低品位氧化铜矿进行氨性浸出, 考察了矿石粒度、碳酸铵浓度、液固比、反应温度、反应时间、搅拌速度等因素对浸出效果的影响。研究表明, 最佳浸出条件为矿石平均粒度0.150 mm、碳酸铵浓度1.55 mol/L、液固比4∶1、反应温度65 ℃左右、反应时间2 h、搅拌速度350 r/min, 此时铜浸出率达到92.4%, 氨回收率达到95.5%。     

大洋多金属硫化物浮选尾矿中铜的硫酸浸出

研究大洋多金属硫化物浮选尾矿中铜的硫酸浸出过程。浸出的最佳工艺条件为初始酸浓度1.0~1.5 mol/L,液固比3~4∶1,浸出温度80~90℃。在最佳工艺条件下,浮选尾矿中的铜浸出率可达到97%以上,铁的浸出率70%左右,而镁的浸出率在10%以下。     

四川某低品位尾矿中铜、锌硫化物生物浸出研究

为了回收四川某铜矿浮选尾矿中的铜和锌, 以In-bac为浸矿菌种, 进行微生物浸出。考察了接种量、矿浆浓度、初始Fe²⁺浓度、浮选药剂(T-207和H-406)等因素对浸出效果的影响。结果表明, 采用两阶段微生物浸出工艺, 尾矿中铜、锌浸出效果较好, 第一阶段微生物浸出最佳条件为：接种量10%、矿浆浓度80 g/L、初始Fe²⁺浓度1.5 g/L, 尾矿中铜离子和锌离子浸出率分别为21.67%和79.67%, 此浸渣再次调浆后, 采用改进型无铁9K培养基, 无接种细菌微生物浸出, 当初始pH值为2.0、矿浆浓度为80 g/L、初始Fe²⁺浓度为0 g/L, 尾矿中铜浸出率达到36.97%, 锌浸出率为92.37%, 浸出率分别提高了15.30个百分点和12.70个百分点。浮选药剂T-207和H-406均对尾矿微生物浸出有不利影响。     

氨浸-草酸盐沉淀法回收废弃线路板中金属铜的工艺研究

采用氨浸-草酸盐沉淀法回收废弃线路板中的金属铜,考察了氨水浓度、NH₄Cl溶液浓度、液固比、反应温度和时间对铜浸出率的影响。结果表明,最佳工艺条件为:氨水浓度10%、NH₄Cl溶液浓度1.5 mol/L、液固比10∶1、反应温度60 ℃、反应时间3 h,在此工艺条件下,铜浸出率高达99.25%。在铜的富集过程中,调节溶液pH值至1.5,60 ℃下反应30 min,铜沉淀率达到了98.15%。     

菱镁矿尾矿酸浸动力学研究

为了优化菱镁矿尾矿酸浸提镁工艺,提高酸浸效率,对某菱镁矿尾矿中的镁进行了酸浸行为研究,考察了不同反应因素对菱镁矿尾矿中镁浸出率的影响,从动力学角度分析了菱镁矿尾矿中镁的浸出行为。研究结果表明:提高菱镁矿尾矿的细度、硫酸的浓度和浸出温度均有利于镁浸出率的提高,液固比变化对镁浸出率的影响不大。当试样的粒度为0.074~0 mm,硫酸的浓度为1.5 mol/L,浸出液固比为3 m L/g,浸出温度为80℃,浸出时间为2 h时,镁浸出率可达84%。镁的硫酸浸出过程符合液-固相非催化反应的缩芯模型,浸出过程受扩散和化学反应共同控制,浸出反应的表观活化能为21.02 k J/mol。     

氨水对碱性细菌浸出铜尾矿的影响

针对已驯化的碱性细菌对铜尾矿进行单纯的生物浸出时铜浸出率不是很高的问题,通过添加适量的氨水进行生物-化学联合浸出试验,并与不添加菌的氨浸这一单纯的化学浸出试验进行对比,来寻求合适的尾矿浸出方式。试验结果表明,在单纯的氨浸试验中,当氨水增加至较高浓度后,铜浸出率增长缓慢;在联合浸出试验中,当初始氨水的浓度40 g/L,浸出时间30 d左右,可达到较好的浸矿效果,铜浸出率可达35.57%。而单纯的碱性细菌浸矿时的最高浸出率为24.51%,同等条件下单纯的氨水浸出时的浸出率仅11.98%,联合浸出率分别提高了11.06个百分点和23.59个百分点。由此可见,低浓度的氨水对细菌浸矿有促进作用。     

氧化酸浸—酒石酸络合法从铅渣选铁尾矿中回收锑铜

采用氧化酸浸—酒石酸络合法对铅渣煤基直接还原—磁选尾矿中的锑、铜进行了浸出回收试验。结果表明:1在硫酸用量为169.5 g/L、双氧水为12.50 mg/L、液固比为6∶1、温度为90℃下氧化酸浸60 min,锑、铜的浸出率分别为64.37%、85.41%,浸出率均较低。2酒石酸可通过络合反应抑制Sb3+、Cu2+的水解来提高锑、铜的浸出率。酒石酸用量为25 g/L情况下络合反应10 min,锑、铜的浸出率分别可达78.79%、90.72%,较不加酒石酸分别提高了14.42、5.31个百分点。3滤液p H值可影响Sb3+、Cu2+的稳定性,进而影响锑、铜的浸出率。滤液的p H值从7.0降至1.5,锑、铜的浸出率从78.79%、90.72%提高到86.07%、91.58%。因此,在原料氧化酸浸提取锑、铜过程,加酒石酸络合剂,并控制滤液的p H值,可有效抑制Sb3+、Cu2+的水解,提高锑、铜的浸出率。     

某硫化铜矿尾矿碱性细菌浸出试验研究

采用尾矿坝中富集培养的碱性硫杆菌, 进行某硫化铜矿尾矿的浸出试验, 从接种量、细菌的适应时间、矿浆浓度等方面探讨细菌对铜浸出率的影响。试样结果显示, 当接种量为25%, 细菌的适应时间为5 d, 矿浆浓度为5 g/L, 在浸出时间为50 d时, 尾矿中铜的浸出率最高达24.51%。浸出试验优化后, 铜浸出率预期最大值33.4%, 可提高8.89个百分点。     

Complex treatment of mining and metallurgical wastes for recovery of base metals

A complex process for the recovery of copper and zinc from mining and metallurgical wastes has been investigated and proposed. It includes sulfuric acid leaching of old pyrite flotation tailings to produce ferric containing leach solution; followed by ferric leaching of copper converter slag flotation tailings with the leach solution. A sample of old pyrite flotation tailings from the concentrator containing 0.36% of copper and 0.23% of zinc was leached with 10% sulfuric acid in the column. Recovery of copper and zinc reached 47.1% and 47.2%, respectively. The pregnant leach solutions contained 15.9 g/L of ferric iron. The subsequent ferric leaching of copper converter slag flotation tailings containing 0.53% copper and 2.77% zinc with the pregnant leach solution was conducted. The effects of various process parameters on the leaching dynamics of metals under batch conditions were investigated. Under the best conditions (temperature 70 °C, pulp density 30%, ferric iron concentration 15.9 g/L, initial pH of the pulp 0) the recovery of copper and zinc reached 79.6% and 43.7%, respectively. It was concluded that acid leaching of base metals from old pyrite flotation tailings with pregnant leach solution for the ferric leaching of copper converter slag flotation tailings is a prospective and promising technique for the complex treatment of mining and metallurgical wastes.     

废弃线路板浸出铜试验

废弃线路板的不合理处置不仅会造成严重的环境污染,危害人类的健康,还会导致资源的严重浪费。为此,以废弃线路板为研究对象,采用氨水-碳酸铵浸出体系进行了浸出回收铜试验。结果表明:在总氨浓度为5 mol/L、n[NH_3·H_2O]∶n[(NH_4)_2CO_3]为2、H_2O_2添加量为20 g/L、液固比为6 m L/g、浸出时间为2 h、浸出温度为55℃时,铜浸出率为86.59%。浸出过程采用功率为500 W的微波加热处理,铜浸出率提高至92.54%,较未采用微波处理时提高了5.95个百分点,微波加热可在一定程度上促进浸出反应进行,提高铜浸出率。浸出过程中铜由固相转移到液相,试样表面和内部产生大量微观孔隙和裂隙。     

某选铜尾矿的浸钪试验研究

针对某含钪选铜尾矿,进行了直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究 。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0:1,浸出时间8h的最佳条件下,尾矿直接酸浸的钪浸出率达90.36%,选矿预富集获得钪精矿再酸浸的钪浸出率达到91.23%。经济计算表明,后者每生产1kg氧化钪的成本要低于前者0.22万元。     

A kinetic and electrochemical study of the ammonia cyanide process for leaching gold in solutions containing copper

One of the biggest challenges for the gold industry in the 21st century is the presence of copper in gold containing ore bodies. This is because copper consumes large quantities of cyanide. In addition, copper cyanide species are more stable than free cyanide, and hence are problematic in events of tailings spillage. One of the methods which has been suggested for treating copper containing ores is to leach with an ammonia cyanide solution. The effect of copper and ammonia addition on gold leaching kinetics was studied in the present paper. It will be shown that when the solutions do not contain copper, the addition of ammonia decreases the rate of gold leaching. When copper is added to solution, the leach rate does decrease due to the formation of the copper cyanide complexes. However it will be shown that under conditions of zero free cyanide, gold does leach readily via the Cu(CN)₃²⁻ complex. It was found that the addition of ammonia had little effect on the leaching of gold by Cu(CN)₃²⁻, but did increase the leaching kinetics when the major cyanide species present is Cu(CN)₂⁻. Under these conditions, leaching in the absence of ammonia is very slow. The effect of copper(II) addition was also studied, and it was found that in the absence of free cyanide the presence of copper(II) increases the leach rate, provided there is enough ammonia to stabilise it against reaction with the copper(I) cyanide complexes.