浅析闪锌矿氧压浸出的酸平衡和热平衡

探讨了硫化锌精矿氧压浸出的酸平衡和热平衡,通常情况下硫化锌精矿氧压浸出无法实现酸平衡和热平衡,需要补充硫酸和热量。通过改变浸出氧势,使少部分硫氧化成硫酸根,可以实现硫化锌精矿氧压浸出的酸平衡,并能实现浸出物料自热后还有多余热量产生。     

硫化锌精矿二段加压浸出除铁技术研究

阐述了原硫化锌精矿二段加压浸出技术工艺生产中存在的不足,开展了硫化锌精矿二段加压浸出除铁技术研究。在二段加压浸出过程中,采用硫化锌精矿作中和剂,对一段浸出液残酸中和、除铁,可得到PH≥4.5、Fe≤20mg/l的浸出液供净化工序除杂。该技术解决原二段加压浸出液釜外中和残酸除铁,工艺流程冗长,资源综合利用低等问题。从源头实现了锌冶炼的清洁生产。     

河南栾川炼锌厂热酸浸出—喷淋除铁炼锌工艺研究

针对栾川炼锌厂锌精矿含铁,银高,含其它有价金属低的特点,提出热酸浸出－喷淋除铁,并采用粗氧化锌作中和剂的炼锌工艺流程,本文介绍对该流程的小试情况。     

热酸浸出—铁矾法除铁湿法炼锌工艺中锗的回收

本文以含锗锌精矿为处理原料,从热酸浸出-铁矾法除铁湿法炼锌流程中回收锗时采用从沉矾后溶液中中和沉淀回收锗的方案是可行的。可用CaO或焙砂作中和剂.     

微波加热低品位稀土精矿酸浸实验研究

针对稀土精矿高温酸浸焙烧钍难回收、成本高而低温酸浸焙烧又效率低的问题,采用"微波加热低温酸浸"新工艺,研究了低品位稀土精矿硫酸焙烧浸出的过程。实验首先考察了微波加热稀土精矿硫酸焙烧的升温特性,重点探讨了微波加热的焙烧温度、酸矿比、焙烧时间对酸浸矿稀土浸出率的影响,同时考察了不同焙烧温度下水浸渣中钍的残留率。实验结果表明:稀土精矿微波酸浸焙烧的升温速率随着酸矿比和微波功率的增加而加快;而且随着温度的升高、酸矿比和焙烧时间的增加,微波加热酸浸稀土精矿的浸出率提高,其浸出的最佳条件为:焙烧温度220℃,酸矿比1.5,焙烧时间8 min;此条件下的稀土浸出率为92.55%,且水浸渣中的钍未生成焦磷酸钍,可用于下一步提取。与现行的稀土精矿硫酸高温焙烧生产工艺和常规的低温酸浸焙烧工艺相比,微波焙烧低温酸浸工艺更具优势,在保证稀土较高浸出率和后续工艺能回收钍的基础上,将焙烧时间缩短为常规低温酸浸工艺浸出时间的1/15,从而提高了浸出效率。     

多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸研究

研究了多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸过程及各种因素对浸出的影响。研究结果表明:在不苛刻的条件下经加压酸浸,多金属硫化精矿中锌浸出率可达99%以上,铜浸出率可达90%以上,而铅、银则98%以上进入浸出渣,元素硫产出率约70%。     

富锗硫化锌精矿的氧压酸浸研究

对云南某地富锗硫化锌精矿进行了氧压酸浸回收锗的试验研究。通过正交试验,研究了浸出温度、浸出时间、氧分压、精矿粒度、酸锌摩尔比和搅拌速度对锗浸出率的影响。结果表明,浸出温度和氧分压是影响锗浸出率的主要因素,在试验选定的条件下,锌和锗的浸出率能达到99%和90%以上。     

氟碳铈矿纯碱焙烧低酸浸出直接制取氯化稀土和工业纯铈工艺

氟碳铈矿纯碱焙烧低酸浸出，在还原条件下直接用盐酸浸出制取工业氯化稀土。如常规浸出和还原浸出分别进行，则可从精矿开始直接制取富镧氯化稀土和工业级纯铈及其化合物。适用ＲＥＯ＞３６％的重、浮选精矿。     

富锗闪锌矿的氧压酸浸研究

对云南某地产的富锗闪锌矿进行了氧压酸浸的小型试验研究, 通过试验研究了浸出温度、浸出时间、氧分压、精矿粒度、酸锌摩尔比和搅拌速度对锗浸出率的影响.正交试验结果表明, 浸出温度和氧分压是影响锗浸出率的主要因素; 单因素条件试验表明, 在浸出时间, 120 min; 氧分压, 1.2 MPa; 浸出温度, 150 ℃; 酸锌摩尔比, 1.5; 搅拌速度, 700 r·min-1; 精矿粒度, 0.045 mm的条件下, 锌和锗的浸出率能达到99%和90%以上.     

硫化锌精矿低温低压中和除铁试验研究及生产应用

试验研究了在低温低压条件下将硫化锌精矿作为中和剂对一段加压酸浸液进行中和除铁,在一定的中和温度、中和时间、氧分压、浸出前液铁离子浓度、液固比等的条件下,较好的实现了在低温除铁,有效解决硫磺的包裹问题,硫的氧化率降低,且以元素硫的形式进入渣中,后液达到了净化除铁前液的标准要求,可供净化除铁使用。     

含稀土磷灰石精矿酸浸试验研究

分别用硝酸、硫酸和盐酸对某复杂含稀土磷灰石精矿进行浸出试验。结果表明,硝酸浸出时,磷灰石中绝大部分磷进入溶液,而稀土则分散于浸出液和渣中;硫酸浸出时,稀土浸出率较低,磷浸出率较高,可控制合适的条件初步分离精矿中的磷和稀土;盐酸浸出时,磷和稀土的浸出率均较高,可以通过溶剂萃取的方法从溶液中分离磷和稀土。     

复杂硅酸盐含钪精矿钪浸出助浸剂试验研究

对复杂硅酸盐含钪矿进行了化学成分分析,钪物相的测定等的研究。研究是在复杂硅酸盐类矿物选钪试验的基础上,进行复杂硅酸盐含钪精矿浸出助浸剂试验研究,通过试验研究找到了合适的浸出液和适当的助浸剂,对有用离子进行浸出富集,对有害的离子使其保留在浸渣中。试样的钪以类质同象分布于多种复杂硅酸盐矿物中,研究采用盐酸添加浸出助浸剂来解离硅酸盐类矿物,把钪元素浸出在盐酸溶液之中。浸出助浸剂是影响钪浸出率的主要因素之一,在盐酸作为浸出试剂基础上,本研究对助浸剂种类、用量、液固比、浸出时间、盐酸浓度、浸出温度及入浸物料粒度等条件进行了试验研究。研究表明:(1)本试样的成分复杂,含众多杂质离子,包含对浸出有很大影响的的活泼金属离子,和对后续萃取有很大影响的钙、镁离子等杂质离子。(2)盐酸加二号助浸剂时钪的浸出效果最佳,其最佳工艺条件为:入浸物料粒度为-0.05 mm,液相中HCl质量分数为15.2%,液固比5:1,添加二号助剂量为4%,温度为90℃,连续搅拌浸出时间为12 h,钪的浸出率达88.33%。     

生物脱砷脱硫后金精矿的硫氰酸铵浸出试验

含砷难处理金精矿生物氧化预处理后,金精矿的金品位为87.23 g/t,经氧化脱砷脱硫后金精矿的矿物成分简单,对该金精矿样品进行硫氰酸铵浸出试验研究,通过不同氧化剂（次氯酸钙、高锰酸钾、硫酸铁）、氧化剂用量、浸出剂用量、浸出体系pH、浸出时间等条件进行试验,研究不同试验因素对硫氰酸铵浸出金的影响。在浸出体系pH小于2,浸出剂硫氰酸铵用量40 g/L,氧化剂硫酸铁的用量20 g/L,浸出时间5 h时,可获得金的浸出率为93.99%的良好指标。该氧化金精矿在常温常压下,采用硫氰酸铵浸出工艺是可行的。     

A new hydrometallurgical method for the processing of copper concentrates using ferric sulphate

An outline of a hydrometallurgical method employed for the processing of a copper sulphide concentrate is presented. It consists in leaching the concentrate with acid ferric sulphate solution, followed by electrolysis of the copper with simultaneous anodic regeneration of the leaching agent in electrolysers with diaphragms. Each operation, concentrate leaching, high-temperature crystallization of excess leaching agent in the form of FeSO₄·H₂O and diaphragm electrolysis, are discussed and described.The basic feature of the process is the double regeneration of the leaching agent which makes it possible to decrease the ferric ion concentration in recycled solutions to about 50% of the stoichiometric amount resulting from the leaching reactions.Electrolytic copper of more than 99.95% purity is obtained as a product. The method eliminates environmental pollution and solutions with high metal concentrations are circulated in a closed system.     

Pressure leaching of a sulphide copper concentrate with simultaneous regeneration of the leaching agent

An experimental study is presented of leaching of a sulphide copper concentrate with aqueous ferric sulphate under oxygen pressure. The effects of oxygen pressure, sulphuric acid concentration and ferrous iron additions on the copper leaching rate have been determined. Partial pressure of oxygen has been found to govern the rate of copper leaching while the concentration of sulphuric acid only slightly influences this rate. Oxygen enhances the leaching rate mainly by oxidizing ferrous iron to ferric iron — the major leaching agent — and not by direct action on the minerals.Leaching of a sulphide copper concentrate under oxygen pressure with aqueous ferric sulphate leads to a three-fold reduction of both the necessary leaching time and ferric sulphate concentration in the leaching solution over those for conventional leaching with concentrated aqueous ferric sulphate.     

从氰化浸渣中回收锌的研究

通过试验研究,采用组合捕收剂从氰化浸渣中浮选被抑制的闪锌矿,获得了较佳试验指标。在试验确定的条件下,可从全泥氰化浸渣、精矿氰化浸渣中分别获得92．57％、91．49％的锌回收率,锌精矿品位分别为45．80％、50．24％,均达到了出售品级要求。     

粘土钒精矿中温直接浸出试验研究

研究和讨论了采用氟硅酸中温直接浸出粘土钒精矿的可行性,并对氟硅酸中温直接浸出的影响因素进行了研究,结合工艺矿物学探讨分析了氟硅酸浸钒机理。研究表明：氟硅酸可以很好破坏云母、粘土矿物、褐铁矿的结构,直接浸钒可行,浸出效率大于正常硫酸浸出。粘土钒精矿矿物结构的破坏与氟离子的浓度、温度相关。温度越高,粘土钒精矿分解反应越快。在中温浸出优化条件-200目≥85％,温度85℃,控制L／S为2．5～3：1、氟硅酸溶液（35％W／W）加入比2．0,浸出9h,钒浸出率可达96．58％,同时副产二氧化硅水合物。粘土钒精矿实现氟循环回收利用有望实现。     

一种新的非氰提金方法

本文研究了用石硫合剂（ＬＳＳＳ）从小秦岭地区氧化，硫化及含砷硫化矿／金精粉中提取金银。常规条件下，对一种原故，二种金精粉处理结果表明：金银浸出率分别达９６％，８０％以上。浸出周期仅为常规氰化法的１／８到１／２。文中对主要影响因素包括石硫合剂浓度，浸出时间，添加剂，氧化剂，介质等进行了考察。     

选择性氯化法提取白云鄂博中品位混合精矿中稀土

白云鄂博中品位混合稀土精矿经脱氟处理 ,采用氯化铵法回收稀土。考察了反应温度、时间及固氟剂用量对稀土氯化的影响。在最佳条件下稀土浸出回收率达到 85 %。而浸出液中非稀土杂质的含量低 ,特别是钍的含量仅为 0 .0 0 0 1g/ L (WRE/Th=8.0 5× 10 4) ,从而实现了稀土与钍等非稀土的预分离。达到了选择性氯化混合稀土矿中稀土的目的     

合成促进剂和抑制剂在难处理金矿石回收中的应用

对黑龙江省大兴安岭呼玛宽河金矿金精矿进行了可行性试验、中间试验和工业试生产等研究,结果表明:该金精矿直接氰化浸出金浸出率很低;经酸浸(加入促进剂)后氰化浸出36 h,可将金浸出率提高到84.6%;经焙烧并磨细,再经酸浸(加入促进剂)后碱性条件下氰化浸出(加入抑制剂)48 h,可将金浸出率提高至96.9%;中间试验和工业试生产均取得了较理想浸出效果。