低品位氧化铜矿制备电镀级硫酸铜新工艺

以低品位氧化铜矿为原料,采用浸出、萃取、反萃、结晶和精制工艺制备电镀级硫酸铜。重点考察了萃取剂浓度、相比(O/A)、萃取时间和水相中硫酸浓度等因素对铜萃取率的影响。结果表明,采用硫酸浸出氧化铜,铜浸出率可达65%。浸出液用萃取剂ACORGA M5640萃取铜,当萃取剂浓度为20%,相比为1/3,萃取时间为120 s,水相中硫酸浓度为1.5 g/L,稀释剂为煤油时,铜萃取率可达90%以上。负载有机相经反萃,反萃液经结晶和精制后,可得到纯度为99.35%的电镀级硫酸铜。     

采用LIX984萃取废蚀刻液中铜的研究

针对现有氯化物体系废蚀刻液中铜难以电解回收利用的现状,采用LIX984作为萃取剂,探索其对废蚀刻液中铜的萃取及反萃转型性能.系统考察了萃取剂浓度、料液酸度、萃取时间等对铜萃取的影响,硫酸浓度、反萃时间等对铜反萃的影响,绘制了萃取及反萃等温线并模拟了多级逆流过程。结果表明,采用LIX984萃取铜时,为确保铜萃取回收率,应将废蚀刻液稀释至铜浓度接近0.5mol/L或以下。铜131.24g/L、氯231.6g/L,pH=2.45的废蚀刻液稀释4倍后,可直接采用20%(体积分数)的LIX984按相比O/A=4/1、萃取时间10min、萃取温度25℃条件进行萃取,经过5级逆流萃取,铜萃取率为97.1%,氯萃取率仅0.05%。负载铜有机相采用200g/L的硫酸溶液,按照相比O/A=6/1、反萃时间5min、反萃温度25℃条件进行萃取,经过7级逆流反萃,铜反萃率为98.62%。得到的含铜47.16g/L、氯0.18g/L硫酸铜反萃液可直接用于电解回收,得到满足GB/T 467—1997中产品Cu-CATH2要求的金属铜。     

LIX984对废蚀刻液中铜的萃取及反萃转型性能研究

针对现有氯化物体系废蚀刻液中铜难以电解回收利用的现状,本文采用LIX984作为萃取剂,探索其对废蚀刻液中的铜萃取及反萃转型研究,系统考察了萃取剂浓度、料液酸度、萃取时间等对铜萃取的影响,硫酸浓度、反萃时间等对铜反萃的影响,绘制萃取及反萃等温线并模拟多级逆流过程。研究表明：采用LIX984萃取铜时,为确保铜萃取回收率,应将废蚀刻液稀释至Cu浓度接近0.5 mol/L或以下。文中含Cu 131.24 g/L、Cl 231.6 g/L,pH=2.45的废蚀刻液稀释4倍后,可直接采用20 %(体积分数)的LIX984 按相比O/A=4:1,萃取时间10 min,萃取温度25 ℃,经过5级逆流萃取,Cu萃取率为97.1 %,Cl萃取率仅0.05 %。负载铜有机相采用200 g/L的硫酸溶液,按照相比O/A=6:1,反萃时间5 min,反萃温度25 ℃,经过7级逆流反萃,铜反萃率为98.62 %,并得到含Cu 47.16 g/L、Cl 0.18 g/L的硫酸铜反萃液,可直接用于电解回收,得到的金属铜达到国家标准GB/T467-1997 Cu-CATH2要求。     

G8315从湿法炼锌沉矾后液中萃取锗(Ⅳ)的性能研究

对新型萃取剂G8315从湿法冶金系统的含锗沉矾后液中萃取回收锗的性能进行了研究。结果表明,有机相中G8315的浓度、相比、萃取时间、沉矾液中硫酸浓度等因素对锗的萃取都有显著的影响。常温下萃取工艺条件为:G8315的浓度(体积分数)为10%,相比O∶A=1∶2,料液的硫酸浓度为45 g/L,萃取时间为3 min。在此条件下进行单级萃取,锗的萃取率为83.46%;反萃的最佳条件为:氢氧化钠的浓度为6 mol/L,相比为O∶A=2∶1,反萃时间为2 min,在此条件下进行两级错流反萃,锗的反萃率高达96.5%。     

含钪黑钨渣酸浸液中锆的N235+TBP预萃取

湖南某黑钨渣硫酸浸出液(硫酸的浓度为1.8 mol/L)的钪、锆元素含量分别为48.18、138.00 mg/L,为消除锆对萃取钪的影响,在萃取钪前以N235和TBP为复合萃取剂进行了除锆预萃取试验。结果表明:1在复合萃取剂N235、TBP与磺化煤油的体积比为15∶15∶70,有机相与水相相比为1.5∶1,萃取时间为5 min,萃取温度为25℃,萃取振荡频率为120 r/min情况下进行单级萃取,对应的锆、钪萃取率分别为92.03%和0.96%;在硫酸溶液浓度为5mol/L、反萃相比为3∶1、反萃时间为30 min、反萃温度为25℃、振荡频率为180 r/min情况下进行3级反萃,对应的锆、钪反萃率分别为99.23%和98.22%。因此,该工艺可高效地分离锆、钪。2再生有机相对萃原液中锆的萃取率可达91.97%,与新配制萃取剂效果接近,说明再生萃取剂可以循环利用。     

某钼镍钒多金属矿石镍钒浸出液萃钒试验

以P204为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂,在室温下对贵州某钼镍钒多金属矿石的镍钒浸出液进行钒的萃取-反萃取试验,确定了萃取时适宜的工艺参数为母液pH=2.5,有机相中P204、TBP、磺化煤油的体积比=20∶5∶75,相比（O/A）=1∶2,萃取时间5 min,反萃取时适宜的工艺参数为硫酸溶液浓度2 mol/L、相比（O/A）=2∶1、反萃时间4 min。在所确定的工艺参数下进行5级萃取-反萃取,钒的总萃取率达98.7%、总反萃率达99.8%、总回收率达98.5%。     

硫酸镍钴溶液中萃取除镉的试验研究

研究用萃取法从硫酸镍钴溶液中脱除镉。实验采用10 %N235 + 5 %TBP+85 %煤油的油相为萃取剂，稀硫酸为洗涤剂，氢氧化钠溶液为反萃剂。实验结果表明，萃取的最佳条件是：添加氯化钠的量为18 g/L，油水比为1:2、常温萃取5 min，三级逆流萃取率达99.4 %。反萃的最佳条件是：氢氧化钠溶液浓度为120 g/L、油水比为4:1、常温反萃5 min，反萃率达到98.0 %，实现了镉从硫酸镍钴溶液中脱除的目的。     

2,2'-硫代双对叔辛基苯酚萃取镍的性能

研究2,2'-硫代双对叔辛基苯酚对镍的萃取性能.结果表明,以苯为稀释剂,2,2'-硫代双对叔辛基苯酚的浓度1×10-3mol/L,[Ni2+]=0.1g/L,pH=11,萃取时间t=15min,相比(O/A)=1:1,镍的萃取率可达98.6%.硫酸是适宜的反萃剂,用4mol/L硫酸反萃负载镍的有机相,单级反萃率可达85.6%.     

新型胺类萃取剂N1633萃取钨的研究

采用自制的胺类萃取剂N1633作萃取剂, 考察了其在钨萃取冶金中的性能。当有机相组成为40%N1633+40%异辛醇+磺化煤油(体积比), 在pH=8.27、相比(O/A)为1∶1、振荡时间10 min、萃取温度25 ℃时, 对WO₃含量116.25 g/L的钨酸钠溶液进行萃取, 单级萃取率大于99%。绘制了N1633的萃取等温线, 经过三级萃取饱和容量达到109.03 g/L。用2.5 mol/L的氨水对负载有机相进行反萃, 相比2.5∶1时, 反萃液中WO3浓度达到174.31 g/L。绘制了负载有机相的反萃等温线, 理论上以相比1.25∶1进行四级逆流萃取可将有机相中的钨基本反萃, 反萃液中WO₃的饱和反萃浓度达到202.82 g/L。采用0.6 mol/L的硫酸以相比2∶1进行酸化再生后, N1633仍具有良好的萃取性能。     

制酸废催化剂回收钒

用硫酸浸出-P204萃取工艺从制酸废催化剂中回收钒.结果表明,在浸出条件为硫酸浓度50g/L,液固比2:1,时间30min时,钒的浸出率可达95%.浸出液经过P204萃取,饱和NaHCO3溶液反萃,反萃液净化,铵盐沉钒,偏钒酸铵热分解后得到了合格的V2O5.     

高硫碳酸锰矿浸出及硫化氢产生量研究

本试验考察了用硫酸浸出高硫碳酸锰矿时,硫酸浓度、矿浆浓度、浸出时间、搅拌速率及矿酸比对锰浸出率及硫化氢产生量的影响。硫酸浸出碳酸锰矿的优化条件为:硫酸浓度0.2 mol/L、矿浆浓度40 g/L、浸出时间1 h、搅拌速率300 r/min。本试验所用高硫碳酸锰矿在湿法浸出过程中硫化氢的最大产生量为23.10mg硫化氢/g碳酸锰矿,在矿酸比(即浸出过程中矿浆质量浓度和硫酸质量浓度的比值)为2的条件下,硫化氢产生量为12.58 mg硫化氢/g碳酸锰矿,比硫化氢的最大产生量减少了45.54%。本试验对高硫碳酸锰矿浸出及硫化氢产生量进行了研究,为实际工业应用提供了一定的理论依据和参考。     

赞比亚某氧化铜矿石的硫酸酸浸研究

赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%，主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾；主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%，以结合氧化铜为主；硫化铜仅占17.15%，主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺，进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明：①提高浸出试样细度，延长浸出时间，提高浸出温度，增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min，浸出时间为120 min情况下，铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制，反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。     

P204-TOPO混合萃取体系从湿法炼锌含铟硫酸锌溶液中萃取回收铟

为解决湿法炼锌硫酸锌溶液中传统溶剂萃取回收铟过程需使用高浓度盐酸反萃,且反萃后贫有机相中夹带氯离子危害湿法炼锌的难题.采用P204-TOPO混合萃取体系从含铟浸出液中选择性萃取铟,载铟有机相采用硫酸反萃,实现无氯体系回收铟.研究发现,混合体系萃取铟过程属于阳离子交换,TOPO与P204发生缔合作用,减弱了P204与铟离...     

高硅低品位氧化锌矿氧压酸浸研究

通过对广西某地低品位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。采用氧压酸浸技术对该矿进行了处理,条件试验研究得出最佳工艺条件为:矿物粒度0.104mm,硫酸浓度120 g/L,釜内压力1.0MPa,浸出时间90min,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浸出率低于0.8%,浸出液产液速率大于880L/(m2.h),浸出矿浆具有良好的过滤性能。     

新疆某浸染状氧化铜镍矿选冶联合试验研究

新疆某浸染状氧化铜镍矿含铜0.89%、镍0.55%，为了开发利用该矿产资源，对其矿石性质进行了详细的研究，结果表明，该矿石工业类型属于超基性岩风化壳型铜镍矿，铜主要以孔雀石、硅孔雀石形式存在，镍主要赋存于绿泥石中。铜、镍氧化率分别为74.16%、96.57%，矿石风化严重，含泥量较大，属于难选氧化铜镍矿。在矿石性质研究的基础上，对矿石进行了浮选、搅拌浸出、池浸等方案对比试验研究，采用池浸回收铜、镍效果较好。当磨矿细度为-0.074 mm占45%、矿浆质量浓度为20%、硫酸用量为50 g/L、浸出时间为24 d时，铜浸出率可达81.27%、镍浸出率为60.32%；对铜镍浸出液采用铁置换沉铜—中和除铁—硫化法沉镍，可以获得海绵铜品位92.05%、铜置换率为97.35%，硫化镍中镍品位为24.32%、镍沉淀率为86.78%。最终铜的回收率为79.12%，镍的回收率为52.35%，实现了铜、镍的有效回收。本研究可为该矿山的开发利用提供技术依据，也可为同类型氧化铜镍矿石开发利用提供参考。     

电镀污泥中铜的浸出和溶剂萃取回收研究

采用硫酸浸出-萃取-反萃工艺流程回收电镀污泥中的铜。运用MATLAB拟合了1 mol/L硫酸体系中铜的浸出动力学模型,表明该浸出过程为扩散和表面反应共同控制。在硫酸浓度1 mol/L、液固比15∶1条件下浸出10 min,铜浸出率达到90%。采用萃取-反萃取的方式回收浸出液中的Cu²⁺,以Mextral^® 984H为萃取剂、Mextral^® DT100为稀释剂,在溶液pH=2、萃取时间30 min、O/L相比1∶1、萃取剂浓度10%条件下萃取,铜萃取率可达99%;O/L相比1∶1、反萃取时间30 min,用25%的硫酸溶液进行反萃取,铜反萃取率可达95%。此工艺流程铜总回收率可达85%,实现了铜的高效回收。     

从氨性溶液中萃取分离铜、钴的研究

研究了不同萃取剂从氨性溶液中分离铜、钴的过程。采用LIX984N作萃取剂,经一级萃取,溶液中铜的萃取率大于99%;用180g/L硫酸溶液对负载有机相进行反萃,经二级逆流反萃,铜的反萃率达99%以上。采用LIX54-100作萃取剂,经过四级逆流萃取铜的萃取率达到99 53%;用30g/L硫酸溶液对负载有机相进行反萃,经一级反萃,铜的反萃率大于99 9%。在上述萃取过程中,钴均不被萃取。     

Simulated small-scale pilot plant heap leaching of low-grade oxide zinc ore with integrated selective extraction of zinc

The leaching of low-grade oxide zinc ore and simultaneous integrated selective extraction of zinc were investigated using a small-scale leaching column and laboratory scale box mixer-settlers. Di-2-ethylhexyl phosphoric acid (D2EHPA) dissolved in kerosene was used as an extractant. The results showed that it was possible to selectively leach zinc from the ores by heap leaching. The zinc concentration of the leach liquor in the first leaching–extraction circuit was 32.57 g/L, and in the 16th cycle the zinc concentration was 8.27 g/L after the solvent extraction. The leach liquor was subjected to solvent extraction, scrubbing and selective stripping for the enrichment of zinc and the removal of impurities. The pregnant zinc sulfate solution produced from the stripping cycle was suitable for zinc electrowinning.     

湿法预处理—硫酸浸出国外某氧化铜矿石

国外某氧化铜矿石中的铜主要以假孔雀石、磷铜铁矿和绿磷铜铁矿等含铜矿物形式存在,铜品位为2.07%,氧化率为82.86%,其中结合率高达51.91%。为高效回收矿石中的铜,对K1湿法预处理—硫酸浸出工艺条件进行了研究。结果表明,预处理阶段的磨矿细度为-74μm占60%、矿浆浓度为35%、K1浓度为9%、温度为85℃、时间为1 h,硫酸酸浸的矿浆浓度为25%、硫酸浓度为13.8%、温度为50℃、时间为3 h,对应的铜浸出率为87.44%。