废覆铜板分选残渣生物脱毒工艺优化及机理

废覆铜板分选残渣量大,残留铜质量分数约为1%,潜在利用价值高。为了获得废覆铜板分选残渣生物浸出脱毒工艺最优条件及探明其生物浸出相关机理,首先采用Box?Behnken响应曲面法设计三因素（参数因子包括初始pH值、固形物含量和Fe2+浓度;响应值为铜浸出率）三水平共计17个实验的优化实验方案。响应面多项回归拟合分析指出:铜浸出率回归模型与实际试验拟合性较好,实验误差较小,对废覆铜板分选残渣中铜生物浸出过程优化具有一定参考性。在最优化条件下(初始pH值为 1.65、废覆铜板分选残渣投加量300 g·L?1和Fe2+质量浓度为6.13 g·L?1)经过4 h生物浸出获得(92.2±0.27)%的铜浸出率。其次,废覆铜板残渣生物浸出脱毒放大改进实验中（100 L搅拌槽）:增加曝气和搅拌,同时外加酸调控体系pH值<2.5,延长浸出至6 h,铜最大浸出率>98%,浸出渣中铜残留质量分数≤0.02%。未反应缩核动力学模型显示残渣中铜生物浸出过程受界面传质和固体膜层内扩散混合控制。综上所述,废覆铜板分选残渣中的铜主要通过Fe3+氧化和H+攻击溶出;嗜酸氧化亚铁微生物持续氧化Fe2+→Fe3+,不仅降低了总铁消耗量,也促进了残渣中铜的释放。研究结果将为废旧电子电器绿色资源化再生利用提供理论支撑。      

锌电解液用硫酸亚汞除氯试验

贵州冶炼厂目前采用烟化炉处理氧化铅锌矿,得到的烟化炉尘含氯0.02～0.044%(一般湿法炼锌要求原料含氯0.01～0.02%士)。由于氯都以可溶性的盐类形态存在于原料中,在浸出时氯几乎全部进入溶液,使浸出液氯的浓度达150至270(毫克/升)。在     

硅酸盐对红土镍矿焙烧料酸浸过滤的影响

通过对浸出条件的改变,考察了不同硅酸盐浓度对红土镍矿焙烧料酸浸浆体过滤性能的影响。发现当滤液中硅酸盐浓度大于7.5 g/L时,酸浸浆体的过滤性能急剧下降。研究表明:当酸矿比为1.0、液固比10∶1、反应温度70℃、反应时间90 min时,红土镍矿焙烧料Co、Ni、Fe2+的浸出率均可达90%以上,滤液中硅酸盐浓度为6.66 g/L,浆体过滤性能良好。     

提高多金属精矿炭浆提金回收率的实践

介绍了灵宝市金源矿业有限公司为提高浮选多金属的粗精矿炭浆提金回收率,开发碱盐+石灰联合碱浸技术,提高碱浸预处理的效能,解决了浸出供氧不足的难题;采用旋流浓缩+浓缩机倾斜管高效化技术,保证了浸前浓缩矿浆浓度;炭浆提金回收率提高7.85%.     

废杂铜冶炼渣两段浸出铜锌试验研究

废杂铜冶炼渣经过物理分选出其中部分金属态铜、锌和铁后,依然含有一定量铜、锌、铁和硅的化合物,采用两段湿法浸出处理物理分选后的废杂铜冶炼渣,通过控制浸出初始酸度、浸出时间等措施,Cu、Zn综合浸出率分别达到92.26%和94.83%,第一段浸出液中Fe浓度仅为2.28 mg/L。Cu、Zn与Fe的分离效果好,为后续铜、锌的进一步回收奠定了良好的基础。     

小秦岭难选铜矿石选冶联合处理试验研究

针对小秦岭难选铜矿石采用选冶联合处理工艺,研究了浸出酸浓度、酸浸时间、矿石细度、硫抑制剂石灰用量、混合精矿分选次氯酸钙用量。得到选冶全流程最佳工艺参数为:酸浸硫酸浓度1.5%、浸出时间2 h、矿石细度-74μm占比85%、粗选石灰4.5 kg/t、铜硫分选抑制剂次氯酸钙用量3 kg/t。通过"浸出-置换-浮选"的选冶联合处理工艺,最终获得铜精矿品位5.03%,回收率为93.28%;硫精矿品位50.23%,回收率为49.71%。     

某金矿选矿厂浸出前移工艺优化实践

某金矿选矿厂采用全泥氰化炭浆提金工艺，处理量为3 000 t/d,根据生产需要进行流程改造后出现浸出效率低等问题。为进一步提高选矿厂生产效率，在现场开展提高浸出率的工艺研究。考察了浸出前移对炭浆法提金工艺流程浸出效率的影响，结果表明：浸出前移后，磨矿分级段浸出率由8.87%提高至26.16%。实践结果对类似选矿厂高效回收金提供了参考和借鉴。     

矿石中稀土赋存状态与分选富集工艺选择

分析了矿石中稀土的赋存状态主要有矿物相、离子吸附相、胶态沉积相、类质同象与微固体分散相四种，解释了赋存机理及各相态稀土与矿石稀土品位的关系，得出前三种相态可形成具有工业利用价值的稀土矿床。矿物相稀土可用机械分选富集，离子吸附相和胶态沉积相分别用盐类离子交换和盐酸化学浸出提取。     

在氯化亚铁存在下用盐酸溶解氧化钴-铜矿石

M.Clotilde Apua,et al研究了刚果民主共和国(前扎伊尔)4个氧化钴-铜矿石在盐酸和FeCl2溶液中的溶解。没有FeCl2时,钴浸出率小于36%,但铜浸出率大于70%。FeCl2的加入导致Co3+还原成可溶性Co2+,钴的溶解速度很快,但30 min后溶解速度明显降低。矿石中亚铁离子与钴离子之比超过     

铁离子对土状铜矿中铜浸出影响研究

考察Fe3+浓度、Fe3+/Fe2+对土状铜矿中铜浸出率的影响,分析了酸浸过程中铁离子提高铜浸出率的机理。结果表明,在矿浆浓度30%、酸浓度36.8g/L、12.0g/L硫酸铁溶液浸出土状矿48h后,铜浸出率为62.4%,与无铁时铜浸出率相比提高了10个百分点。其中有92.6%游离氧化铜、70.3%结合氧化铜、35.6%次生硫化铜和11.8%原生硫化铜被浸出,除原生硫化铜外,均比无铁时有明显提高。并且随着Fe2+/Fe3+的降低,铜浸出率逐渐增加。增加Fe3+浓度提高了溶液电位,从而提高铜浸出率。     

氧化锌矿硫化-胺法浮选及浸出研究

文章对广西河池氧化锌矿进行了浮选分离和硫酸浸出试验,初步探讨了该氧化锌矿石的可选性.浮选可获得锌精矿品位24.52%,回收率69.27%.结果表明可回收氧化锌精矿,但由于氧化锌矿石浮选过程中矿泥和可溶性盐的不良影响使得矿石指标不好.试验还研究了氧化锌矿的浸出.在浸出试验过程中主要考察了加酸方式及固液比对锌的浸出率的影响.试验可获得锌的浸出率为80.39%.浸出效果比较好.     

微生物法从尾矿中浸出铜

从梁邹矿业集团-200米取矿井水,培养驯化分离出氧化亚铁硫杆菌,其最适生长温度为30℃,最适pH为2.0。通过摇瓶浸出研究浸出液的pH、矿浆浓度以及催化剂对老尾矿浸出的影响。结果表明,浸出液温度为30℃、矿浆浓度为10%时,浸出效果较好;3 g/L活性炭和3 mg/L Ag+组合做催化剂浸出率可达到92%,3 mL吐温和3 mg/L的Ag+组合浸出率达到88%。     

高压酸浸法从镍红土矿中回收镍钴

采用高压酸浸法从Ramu镍红土矿中回收镍钴。详细介绍了矿浆处理、高压酸浸、循环浸出及矿浆中和、CCD逆流洗涤、中和除铁铝、氢氧化镍钴沉淀、深海填埋工艺(DSTP)等流程,并分析了工艺出现的问题及改进措施。全流程镍回收率～96%,钴回收率～94%。     

影响酸法加压铀浸出矿浆过滤的因素及改善方法研究

研究了矿浆浓度、浸出温度和压力、金属离子浓度、胶体物及矿石粒度等因素对铀酸法加压浸出矿浆过滤性能的影响,以及改善其过滤的方法。试验发现,在满足铀浸出率要求的条件下,三价铁的结晶形态和在溶液中的浓度是影响矿浆过滤速度的最关键因素。     

湿法炼锌浸出渣减量化浸出工艺研究

以常规湿法炼锌工艺锌浸渣为研究对象,对比研究常压酸浸和加压酸浸条件下锌浸渣的酸性浸出减量化效果,以及渣中锌、铜和铟等有价金属的浸出率。结果表明,在常压酸浸条件下,渣量可减少65%以上,渣中锌含量可降至3%左右,锌、铜和铟的浸出率均在91%以上;在加压酸浸条件下,渣量可减少40%以上,渣中锌含量可将至2%以下,锌和铜的浸出率达到95%左右,但铟浸出率仅为70%左右,相对较低。常压酸浸过程锌浸渣中的铁绝大部分浸出,有利于铟的浸出;加压酸浸过程锌浸渣中的铁大量以铅铁矾的形式留在渣中,阻碍了铟的浸出。常压浸出液中铁含量较高,达到25 g/L以上;加压浸出液中铁含量较低,小于2 g/L,有利于后续浸出液中铜、铟的回收。常压浸出渣量少,有利于渣中铅、银的富集,可单独销售;加压浸出由于铁沉淀入渣,致使渣中铅、银富集比低,适合于铅锌联合企业返回铅熔炼炉。     

锑金精矿矿浆电解阳极区选择性氧化浸出研究

研究了锑金精矿矿浆电解过程中阳极区硫化矿物选择性氧化分解热力学基础。结果表明,黄铁矿标准氧化分解电位较辉锑矿低,从热力学角度看,黄铁矿会被优先氧化分解;当溶液中加入Cl~-以后,辉锑矿和黄铁矿氧化分解电位都呈现下降趋势,其中辉锑矿下降更为迅速;在研究条件下,当Cl~-浓度大于2.05mol/L时,辉锑矿的分解电位小于黄铁矿,在热力学上使得辉锑矿优先选择性氧化分解成为可能。矿浆电解法处理锑金精矿实验中,锑的浸出率可超过98%,而铁的浸出率在8%以下,可实现锑的选择性浸出。     

印尼某红土矿硫酸加压浸出矿物组成变化研究

印尼苏拉威西岛La-paopao矿区红土镍矿储量约7326万吨,含镍约为1.25%,以此红土镍矿为对象,系统分析了矿样中主要矿物的种类、赋存状态及产出特征。结果表明:矿样含Fe(40.15%),Ni(1.42%),Co(0.15%),Mg(0.37%),SiO₂(6.92%)(质量分数),是典型的褐铁型红土镍矿;组成矿物主要为针铁矿、水针铁矿、高岭石、硬锰矿等;镍钴主要以类质同象或在结晶过程中以机械夹杂形式分布于褐铁矿中,其次分布于硬锰矿中,还有部分以独立矿物镍钴土矿形式存在。基于矿物特征,采用硫酸高压浸出工艺处理该红土镍矿,在最佳工艺条件下,镍浸出率超过96%,钴浸出率在97%以上,铁浸出率小于1%,实现了镍钴选择性提取。最后分析了渣中残余镍、钴未能浸出的原因以及各金属的浸出行为。未浸出镍钴部分可能存在于锰土矿中,另一部分则在Fe³⁺和Al³⁺高温水解沉淀过程中被夹带进入浸出渣。在高温下Fe³⁺强烈水解并释放出酸,Al³⁺大部分水解并释放出酸,并沉淀入渣。     

铝土矿盐酸浸出过程研究

以澳大利亚难处理三水铝土矿为对象、盐酸为浸出剂进行无焙烧浸出试验,考察浸出温度、矿物粒度以及浸出时间对氧化铝浸出率的影响。结果表明,优化工艺条件为:矿物粒度-55μm、浸出温度100~110℃、浸出时间120 min、盐酸浓度10%、浸出液固比100∶7。此条件下氧化铝的浸出率为95.49%,氧化铁的浸出率为96.72%。以该酸浸液为原料,使用TBP-苯体系进行铝铁分离萃取试验,在萃取温度25℃、相比O/A=1∶1、盐酸浓度1.5 mol/L,萃取时间10 min的条件下,经单级萃取,溶液中铁元素的萃取率可达95%,铝元素损失率为6%,铁铝萃取分离系数为408,经3级以上逆流萃取,铁铝分离系数可达800以上。以纯水作为反萃剂,在温度25℃、相比O/A=1∶1、反萃时间5 min、单级反萃,铁的反萃率达95%。     

锌冶炼过程中浸渣加压还原酸浸除铁工艺优化

铁是金属锌产品中主要的杂质元素之一,如何去除是目前锌冶炼生产过程亟须解决的技术难题,湿法锌冶炼中如何除铁已开展了很多研究。介绍了工业上常用的几种湿法锌冶炼工艺流程以及常用的除铁方法,分析了黄钾铁矾法、针铁矿法、赤铁矿法和氧压浸出法等除铁方法的工艺特点以及相应的产品指标,并开展了锌中浸渣加压还原酸浸除铁工艺研究。结果表明：在高温高压条件下,可以同时进行浸锌沉铁,使铁以赤铁矿渣的形式沉淀,达到了浸锌除铁的目的,不需单独设计除铁工序,酸浸液中铁可低于4 g/L,酸度40~50 g/L H2SO4,利用沸腾焙烧炉产出的SO2烟气作为还原剂通入高压釜前段将溶液中Fe3+还原为Fe2+, Fe3+还原率高达94%,将O2通入高压釜中段,对锌中浸渣进行加压酸浸,锌还原浸出率可高达90%。该工艺可以有效解决除铁工艺工序长、设备多、投资大、操作复杂等问题,实现了缩短流程、简化设备、方便操作以及高效安全的生产目的。     

Influence of Mechanical Activation on Acid Leaching Dephosphorization of High-phosphorus Iron Ore Concentrates

High pressure roll grinding (HPRG)and ball milling were compared to investigate the influence of me-chanical activation on the acid leaching dephosphorization of a high-phosphorus iron ore concentrate,which was man-ufactured through magnetizing roasting-magnetic separation of high-phosphorus oolitic iron ores.The results indica-ted that when high-phosphorus iron ore concentrates containing 54·92 mass% iron and 0·76 mass% phosphorus were directly processed through acid leaching,iron ore concentrates containing 55·74 mass% iron and 0·33 mass%phosphorus with an iron recovery of 84·64% and dephosphorization of 63·79% were obtained.When high-phosphor-us iron ore concentrates activated by ball milling were processed by acid leaching,iron ore concentrates containing 56·03 mass% iron and 0·21 mass% phosphorus with an iron recovery of 85·65% and dephosphorization of 77·49%were obtained.Meanwhile,when high-phosphorus iron ore concentrates activated by HPRG were processed by acid leaching,iron ore concentrates containing 58·02 mass% iron and 0·10 mass% phosphorus were obtained,with the iron recovery reaching 88·42% and the dephosphorization rate reaching 88·99%.Mechanistic studies demonstrated that ball milling can reduce the particle size,demonstrating a prominent reunion phenomenon.In contrast,HPRG pretreatment contributes to the formation of more cracks within the particles and selective dissociation of iron and P bearing minerals,which can provide the favorable kinetic conditions to accelerate the solid-liquid reaction rate.As such,the crystal structure is destroyed and the surface energy of mineral particles is strengthened by mechanical ac-tivation,further strengthening the dephosphorization.