复杂铜铅锌银混合精矿两段逆流氧压浸出工艺

通过对呷村铜铅锌银多金属混合精矿的矿物分析可知,铅、锌主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,而大部分铜、银均为难浸出的黝铜矿所载.采用两段逆流氧压浸出工艺进行处理该矿,条件试验研究得出一、二段最佳浸出条件分别为硫酸浓度150 g/L、液固比3:1、反应温度135℃、氧分压O.75 MPa、浸出时间2.0 h;硫酸浓度80 g/L、液固比3:1、反应温度180℃、氧分压1.0 MPa、浸出时间2.5 h.9轮扩大验证循环浸出试验运行顺利,Cu和Zn的平均两段总浸出率分别为93.23%和99.47%,而杂质元素Fe和As的浸出率仅15.77%和6.9%,元素硫的硫磺转化率为54.26%.Pb和Ag大部分转化为铅矾、铅铁矾和硫化银而留在浸出渣中,铜锌与铅银彻底分离.     

高硅氧化锌矿加压酸浸处理

通过对广西某地高硅氧化锌矿矿物分析可知,矿物中的锌主要以硅锌矿和异极矿的形式存在.采用加压酸浸技术对该高硅氧化锌矿进行处理,条件试验研究得出最佳工艺条件为:矿物粒度0.104 mm,硫酸浓度120 g/L,釜内压力1.0 MPa,浸出时间90 min,反应温度120 ℃,液固比3-1.综合性试验研究得出:在最佳工艺条件下,锌浸出率可达97%以上,SiO2截留率大于99.2%,浸出矿浆过滤速率大于880 L/(m2-h),浸出矿浆具有良好的过滤性能.     

德兴铜矿尾矿库重金属的浸出

德兴铜矿的4#尾矿库废水来源包括碱性浮选矿浆和附近露天矿山的酸性废水（AMD）。因此,酸性矿山废水的酸化作用极可能造成尾矿中重金属的浸出。通过实验室的批次实验对德兴铜矿尾矿中锌、铜、铁和锰的浸出行为进行了研究,对pH值、温度、颗粒大小和接触时间对重金属浸出的影响进行了讨论。结果表明,锌、铜、铁和锰是尾矿中的主要重金属,石英类脉石矿物是尾矿的主要成分。尾矿的溶解反应受酸度控制,其动力学可以根据非均相反应的模型来表达,通过表面化学反应作为速率决定步骤的核收缩模型来解释。这些重金属的浸出依赖于pH值和接触时间。批次实验研究得出,锌、铜、铁和锰在pH=2．0时的最大浸出率分别为5．4％、5．8％、11．1％和34．1％。重金属的溶出与温度呈正相关性。颗粒大小不会改变这些重金属的浸出趋势,但会略微导致重金属的最高浓度和平均水平的下降。     

氧化锌贫矿提锌渣中铅和银的氯盐一步浸出

运用X射线衍射、扫描电镜和X射线能谱等分析手段,对山东某地深度氧化锌贫矿提锌后渣进行工艺矿物学特征分析可知,矿物中金属赋存状态复杂,属难选矿物。开发出氯盐一步法浸出铅和银的新工艺,考察反应温度、NaCl浓度、添加剂用量、液固比、HCl加入量和浸出时间对浸出过程的影响。结果表明:加入添加剂对铅的浸出率没有影响,但可以显著提高银的浸出率。条件试验研究得出最佳工艺条件如下:浸出温度90℃、NaCl浓度390 g/L、添加剂用量15 mL、液固比(质量比)7?1、HCl加入量3 mL、浸出时间3 h。在此最佳工艺条件下,铅的浸出率达到95%左右,银的浸出率达到90%左右。     

湿法炼锌酸浸出渣浮选回收银试验

传统锌精矿伴生银回收,均是从挥发窑渣中进行,由于矿物性质变化,导致银无法有效回收。进行了从锌酸浸出渣中浮选回收银的研究,解决了锌精矿中伴生银回收的问题。某湿法炼锌浸出渣含Ag 350 g/t,Au0.01 g/t,Pb 3.87%,Zn 17.45%,Cu 1.38%,银主要以自然银存在,占60.13%。采用高效捕收剂HT-1#、起泡剂HT-2#进行浮选,经过一粗四精三扫工艺,获得银精矿产率4.39%,含银6616 g/t,银回收率82.98%,取得良好的经济技术指标。     

低品位铂钯精矿的富氧压浸出

对高镁低品位复杂铂钯精矿进行工艺矿物学分析,提出采用硫酸氧压浸出工艺对该精矿中的贱金属铜、镍、铁选择性浸出分离并富集铂钯的处理工艺。考察磨矿粒度、反应温度、时间、初始硫酸浓度、氧压、搅拌速度、木质素磺酸钙用量、液固比对铜、镍、铁浸出率及渣率的影响,确定最佳工艺参数。实验结果表明:当精矿粒度小于43μm占有率为93%、时间3 h、浸出温度150℃、初始硫酸浓度2 mol/L、氧分压0.7 MPa、搅拌速度400 r/min、添加剂木质素磺酸钙用量0.6 g、液固比5:1的最佳工艺条件下,铜浸出率达99.27%、镍浸出率达98.04%、渣率为37%左右,铂钯几乎不被浸出,铂和钯在浸出渣中富集近3倍。     

复杂硫化铜矿热活化-加压浸出工艺

针对以黝铜矿为主体矿物的复杂硫化铜矿开展热活化-加压浸出工艺研究.结果表明:复杂铜精矿经573 K温度热活化1～2 h后,在浸出温度453 K,氧分压0.6 MPa,初始硫酸浓度1.23 mol/L,液固比5:1,木质素磺酸钙用量为精矿质量的1.25%等条件下,浸出仅2 h就可使铜和锌浸出率分别高达94.08%和96.95%,而铁浸出率仅为22.37%;在复杂铜精矿热活化预处理过程中,未见铅、锌、硫和砷等元素挥发损失,并探讨了复杂铜精矿的热活化机理.     

锌冶炼中浸渣锌还原浸出机制与动力学

以锌冶炼中浸渣为研究对象,研究中浸渣的化学成分及锌的存在形态,锌主要以铁酸锌形式存在。采用SO2做还原剂,研究温度、初始硫酸浓度、二氧化硫分压对锌浸出效率的影响,并分析中浸渣中锌还原浸出反应机制及动力学。结果表明:H+在锌还原浸出过程中起关键作用,锌还原浸出反应活化能为31.67 k J/mol,为化学反应控制;SO2做还原剂时,反应时间、液固比及初始酸度均大幅降低。反应最佳工艺条件:初始硫酸浓度80 g/L、温度95℃、液固比(L/S)10 m L/g、二氧化硫分压200 k Pa、反应时间120 min。该工艺条件下,中浸渣中锌浸出率达99%以上。XRD和ICP分析表明:中浸渣中铁酸锌分解,硫化锌在该反应条件下未完全浸出,还原浸出渣中主要化学成分为铅和锌,主要物相为Pb SO4和Zn S。     

锌浸出渣中银的浮选回收综述

锌浸出渣是湿法炼锌过程中产生的固体废弃物,其含有的银具有巨大的经济价值,浮选回收银是重要的途径。锌浸出渣中浮选回收银,面临着含银矿物种类多而分散、矿物粒度细、酸性强及难免离子含量高等综合叠加影响。部分锌浸出渣可采用直接浮选法回收银,但对银赋存状态异常复杂的锌浸出渣,直接浮选往往难以实现银的高效选别回收,多采用进行一定的预处理后再浮选的间接浮选法。常用的预处理技术主要有浆洗、磨矿、外加载体、焙烧及热酸浸出等,预处理可针对性的调控矿浆环境、改变矿物的赋存状态及矿物表面性质,以提高选择性和捕收能力。各种预处理都有其独特的优缺点,合适的预处理技术结合湿法炼锌工艺或预处理技术的有机联合应用,对浮选回收锌浸出渣中的银将更为有效。     

混合硫化矿三氯化铁二段浸出工艺机理

用三氯化铁水冶处理某钨矿混合硫化矿时,采用了低浓度浸出铋,高浓度浸出银的二段浸出工艺。经工艺矿物学研究证明,低浓度三氯化铁浸出液中的银、铜含量低,是因为产生了次生硫化银和硫化铜沉淀,而不是不同浓度的三氯化铁对硫化铋和硫化银的选择性浸取。     

铜冶炼烟尘的控电位氧化浸出（英文）

采用氧化浸出和电位控制技术从铜冶炼烟尘中浸出金属,研究H2O2用量、H2O2加入速度、初始盐酸浓度、浸出温度、初始液固比和浸出时间对金属浸出率的影响。最终得到最优浸出条件为:H2O2用量0.8mL/g(氧化还原电位为429 mV)、H2O2加入速度1.0 mL/min、初始硫酸浓度1.0 mol/L、初始盐酸浓度1.0 mol/L、浸出温度80°C、初始液固比5:1 mL/g以及浸出时间1.5 h。在此最优条件下,铜冶炼烟尘中的铜和砷能被有效地浸出,剩下的浸出渣可作为一种合适的铅冶炼资源。此时,铜、砷和铁的平均浸出率分别为95.27%、96.82%和46.65%。     

高铁锌焙砂选择性还原焙烧-两段浸出锌

采用还原焙烧将高铁锌焙砂中的铁酸锌选择性地分解为氧化锌和磁铁矿,再通过两段浸出工艺回收锌,以实现锌铁分离和获得以磁铁矿为主的浸出渣。主要考察了还原焙烧、中性浸出及低酸浸出条件对锌焙砂中锌、铁浸出率的影响。结果表明:通过还原焙烧可以显著地提高锌焙砂的锌浸出率;中性浸出的最佳条件为浸出温度60℃、液固比10:1、初始酸度45 g/L和浸出时间2 h;低酸浸出的最佳条件为浸出温度70℃、液固比10:1、初始酸度60 g/L、搅拌速度300 r/min和浸出时间2 h。在最佳条件下,两段浸出的总锌浸出率约为90%,总铁浸出率约为5%。经XRD和SEM/EDS分析,浸出渣以磁铁矿为主,其次是闪锌矿和铁酸锌;铁酸锌存在的主要原因是在还原焙烧过程中被氧化锌等矿物包裹,使其分解不充分。     

工艺矿物学对金选别流程的指导研究

矿石工艺矿物学是选矿工艺流程的技术基础,矿石工艺矿物学研究表明:矿石中的Au多以银金矿、自然金的矿物形式赋存,粒度大小悬殊,明金矿物以中细粒较多,金矿物载体矿物主要为硅酸盐矿物和铁氧化物,矿石性质相对简单,通过5种方案比较推荐采用尼尔森-浸出联合流程,工艺环保,金总回收率96.66%。     

中度嗜热微生物浸出复杂多金属铜精矿的优化(英文)

研究了中度嗜热微生物浸出复杂多金属铜矿过程中初始pH、温度、装液量、转速、原电池效应(黄铁矿比例)和矿浆浓度的影响。结果表明,初始pH为1.5的铜浸出率分别是初始pH为1.0和2.0的实验组浸出率的1.5倍和1.4倍。当温度为45°C时铜的浸出率比温度为50°C时的高出1236.8%。随着转速的升高和装液量的降低,铜的浸出率明显提高。当黄铁矿的比例增大时,铜的浸出率也逐渐提高,但是当黄铁矿比例高于20.0%后,铜浸出率不再增加。温度和pH及温度和黄铁矿比例之间存在显著的交互作用。     

含铜砷的铜电解黑泥氧化酸浸-硫化沉淀分离和回收铜

开发从含铜砷的铜电解黑泥中分离和回收铜的湿法冶金新工艺。该工艺包括黑泥氧化酸浸和浸出液中选择性硫化沉铜两个步骤。研究各种工艺参数对铜和砷的浸出和沉淀的影响。在第一阶段中,最佳工艺条件为:初始H2SO4浓度为1.0 mol/L,液固比为10 mL/g,80℃下连续浸出4 h。此条件下铜浸出率可达95.2%,砷浸出率为97.6%。同时,通过Avrami模型成功模拟氧化酸浸过程铜和砷的浸出动力学,发现铜和砷浸出反应的表观活化能分别为33.6和35.1 kJ/mol,表明该浸出过程主要受化学反应和扩散混合控制。在选择性硫化沉淀过程中,最佳工艺条件为:硫与铜摩尔比2.4:1、时间1.5 h、温度25℃。此条件下99.4%的铜以Cu S形式回收,而砷的沉淀率仅0.1%。     

氯化铅渣中铜、银和铅的分步浸出回收

采用分步浸出工艺回收铋精炼过程中产生的氯化铅渣中的铜、银和铅,先在低酸条件下浸出铜,与铅银分离,然后通过氨浸分银的方式实现铅与银的分离,用优化方案进行了流程试验。结果表明,在铜浸出阶段,控制反应初始pH为3,加入量为理论耗量1.1倍的硫酸钠,液固比为5:1,75 ℃浸出1.5 h,氯化铅渣浸出渣中铜含量降至0.1%,浸出液中银含量不超过2 mg/L;在银浸出阶段,控制氨水浓度为7%,50 ℃浸出1.5 h,浸出渣中银含量降低至100 g/t;流程试验结果表明工艺具有良好的综合回收效果。     

黄铜矿精矿中等嗜热微生物浸出过程及其优化

采用3种中等嗜热微生物:喜温硫杆菌(Acidithiobacillus caldus,A.c)、嗜铁钩端螺旋菌(Leptospirillum ferriphilu,L.f)、嗜热氧化硫化杆菌(Sulfobacillus thermosulfidooxidans,S.t)对黄铜矿精矿进行浸出。探讨浸出过程中的微生物生长优化及搅拌反应器浸出条件优化。微生物最佳生长条件如下:生长温度为45℃、初始p H为1.5。驯化过的浸矿细菌的生长及浸出率明显高于未驯化的,驯化后浸出率在矿浆浓度为50 g/L时达到最大,为94.00%;当矿浆浓度达到100 g/L时,铜的浸出率稳定在80%左右。搅拌反应器的最优化浸出条件如下:搅拌速度350 r/min,充气强度500 m L/min。在此条件下,对黄铜矿精矿进行浸出,浸出时间为30 d时,最终铜离子浓度为17.36 g/L,铜的浸出率为85.60%。     

高铜高砷烟灰加压浸出工艺

研究了加压浸出在高铜高砷烟灰浸出中的应用.结果表明:高铜高砷烟灰加压浸出较优的工艺条件为,液固比(mL/g)为5-1,初始硫酸浓度为0.74 mol/L,浸出温度453 K,氧分压0.7 MPa,浸出时间2 h,搅拌转速500 r/min;在该条件下,Cu、Zn浸出率分别约95%和99%,As浸出率约20%,Fe浸出率仅6%左右;Cu、Zn与As、Fe的分离效果较好,该浸出工艺运行效果良好且稳定.     

钒钛磁铁矿提钒尾渣浸取钒

采用硫酸氢氟酸次氯酸钠组合浸出体系浸取钒钛磁铁矿提钒尾渣中的钒,研究浸出过程中试剂浓度、浸出液固比、浸出温度、浸出时间、物料粒度对钒浸出率的影响。结果表明:钒的浸出率随试剂浓度、液固比、温度和时间的升高而增大;当矿物粒度小于0.20 mm时,钒浸出率有随矿物粒度变小而减小的趋势。在物料粒度0.15~0.25 mm、初始硫酸浓度150 g/L、初始氢氟酸浓度30 g/L、次氯酸钠加入量为矿量1.5%、矿浆液固比6:1、浸出温度90℃、浸出时间6 h、搅拌速度500 r/min的条件下,钒的浸出率可达85%以上。     

从低品位铜矿石中生物浸出铜的基于响应面方法的经验模型(英文)

使用响应面方法对在摇动的生物反应器里浸出铜进行模拟和优化。采用中温细菌生物浸出低品位铜矿石,研究浸矿过程参数的影响,包括p H值、矿浆浓度、亚铁离子起始浓度。检测了浸出1、4、9、14和24天后的铜浸出率,对浸出时间对浸出率的影响进行建模。采用中心组合设计法(CCD)建立模型,以预测最佳参数值。采用二次方程建模对实验范围内浸出22天的参数进行优化,以达到最大铜浸出率。在最佳条件下(初始p H值2.0,矿浆浓度1.59%,亚铁离子浓度为0)模型预测的铜浸出率为85.98%,这非常接近实验结果(84.57%)。对p H值和矿浆浓度之间以及p H值和亚铁离子浓度之间的相互作用的影响进行研究。结果显示,亚铁离子起始浓度和矿浆浓度之间没有明显的相互作用,而且发现在最佳p H值和矿浆浓度下,铜的浸出率与亚铁离子起始浓度值没有关系。