硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

湿法炼锌铜砷渣加压浸铜及同步固砷

针对湿法炼锌冶炼过程中产出的铜砷渣的综合回收利用,在研究铜砷渣矿物学组成及热分解特性的基础上,开展了加压浸出铜及同步固砷工艺与铜、砷元素的行为研究,结果表明,在反应温度为135 ℃、反应时间为4 h、液固比为25、硫酸浓度为50 g/L、氧分压500 kPa、铁砷摩尔比为1的条件下,浸出渣中铜含量仅为2.03%,浸出率达到97.72%,砷含量达到26.06%,浸出率仅为4.02%；浸出液中Cu的浓度达到20.47 g/L,As浓度小于0.63 g/L；铜砷分离效果好。在反应过程中,Cu₃As先发生氧化溶解,铜的浸出需要一定的时间,铜的浸出与砷的沉淀同时进行。浸出液pH值与浸出液中As浓度变化趋势基本一致,在反应前期砷与铁生成臭葱石产生的酸可以补充铜的浸出消耗的酸。     

阜康镍冶炼厂含镍铜渣冶炼工艺研究

采用焙烧—浸出—电积工艺处理阜康镍冶炼厂含镍铜渣。在焙烧温度 80 0～90 0℃、浸出温度 6 5～ 70℃、浸出时间 12 0min的条件下 ,可得到铜浸出率为 97%。由于浸出液含铁极低、含镍低于 1g/L ,不需净化可直接电积。工业生产中可抽取一定量的铜电积老液送镍冶炼系统 ,防止铁、镍累积。含镍铜渣中的贵金属全部进入浸出渣 ,浸出渣率很低有利于贵金属富集。该工艺流程结构简单 ,金属回收率高 ,含镍铜渣中有价金属可综合回收 ,无环境污染     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

基于Box-Behnken设计优化白银炉电收尘脱砷工艺

采用低温碱性焙烧-热水浸出工艺脱除白银炉电收尘(EPD)中的砷, 主要考察了焙烧过程中碱料比、焙烧温度、焙烧时间对砷浸出率的影响, 并利用响应曲面法的Box-Behnken设计优化工艺参数。结果表明, 3个因素对EPD中砷的浸出率均有影响, 其中焙烧温度对砷浸出率影响最大。结合单因素实验结果及Box-Behnken设计优化后焙烧条件为: 碱料比1.2, 焙烧温度600 ℃, 焙烧时间2 h。优化条件下, EPD中砷浸出率为90.76%, 铅、锌、铜、铋均不浸出。低温碱性焙烧-热水浸出工艺能实现EPD中砷的选择性脱除, 有价金属富集在浸出渣中得以综合回收。     

从铋渣中回收铜铋实验研究

采用硫酸和盐酸两段浸出,使铋渣中的铜和铋与其他有价金属分离,再经旋流电解提取浸出液中的铜和铋,从而回收铋渣中的铜和铋。实验结果表明,硫酸浸出铜工序中,在硫酸用量为理论量的3倍、双氧水用量为原料的40%、液固比5∶1、浸出温度70~80℃、浸出时间2 h条件下,铜浸出率达91%;浸铜后的渣用盐酸浸出铋,在盐酸用量为理论量的2~3倍、液固比5∶1、浸出温度70~80℃、浸出时间2 h条件下,铋浸出率达98%。对含铜浸出液和含铋浸出液进行旋流电解,得到含铜99.95%的阴极铜及含铋96.78%的粗铋,且铜回收率达99.0%,铋回收率达98.0%。     

铁酸锌还原焙烧试验研究

对锌焙砂进行还原焙烧,再对还原焙砂进行浸出。浸出温度70～80℃;pH值2～3;液固比6∶1;浸出时间2 h。对比试验得到最佳还原焙烧的温度900℃、焙烧时间60 min、粉煤配比1∶10。这时锌的浸出率达到90%左右,铁浸出率15%左右。再对浸出渣磁选,得到了铁精矿。     

β-萘酚钴盐渣的综合利用

研究内蒙某锌厂β-萘酚除钴渣综合回收钴.结果表明,β-萘酚钴盐不适合焙烧-还原浸出工艺.采用"焙烧-硫酸化焙烧-浸出"可彻底地将钴从β-萘酚盐中浸出,最佳工艺条件为氧化焙烧温度500-600℃、时间1h,硫酸化焙烧温度600～620℃、时间1h、硫酸用量0.7～0.8mL/g、浸出时间1h.最佳条件下,钴的浸出率高达99.5%以上.浸出液铁的脱除率大于99.9%.     

预浸出对硫化铜精矿硫酸化焙烧处理的影响

采用硫酸化焙烧-浸出-电积工艺来处理硫化铜精矿时增加预浸出可以使得铜浸出率增加，焙砂浸出液中影响铜电积的主要杂质元素Fe、Mn、Co等含量降低，预浸出段酸矿比0.3:1、温度50 ℃、时间3 h、液固比1:1时，Cu的最终浸出率大于99%，焙砂浸出液中Fe、Mn含量分别为0.12g/L和0.005g/L。通过预浸出段正交试验，确定了酸矿比对各个元素的浸出率影响最大，当酸矿比0.6:1，温度70 ℃，时间2 h，液固比1:1时，Fe的渣计浸出率为93.61%，Mn的渣计浸出率为59.50%，Mg的渣计浸出率为32.97%。     

复杂高铅低铁硫化锌精矿氧压浸出

以选矿尾矿经二次选矿获得的铅锌混合精矿为主要研究对象,针对其含铅高、铁较低的特点。对比研究了不同硫化锌精矿的氧压浸出效果,分析了高铅低铁硫化锌精矿的氧压浸出行为。结果表明,低铁锌精矿需在二段补加5 g/L的铁传递氧,锌浸出率达99%以上,铜浸出率约90%。铁大多以二价铁的形式随锌进入到浸出液,少部分入渣,以黄铁矿的形式存在,并有少量的铁氧化物;铅、银、硅沉淀入渣并在渣中富集,浸出渣可实现铅、银等有价金属的回收,精矿中的硫主要以单质硫的形式入渣。在两段氧压逆流浸出中,二段浸出液中铜会沉淀进入一段渣,在系统里循环累积,直至平衡,终渣含铜0.16%,一段浸出液含铜1.00 g/L,具有较高回收价值。     

低品位钒矿硫酸化焙烧—浸出提钒工艺试验研究

为实现某低品位钒矿中钒的有效提取,采用低温硫酸化焙烧预处理技术,强化含钒矿物伊利石在焙烧过程中晶体结构破坏和物相转变,为焙砂水浸提取钒创造有利条件。重点考察了焙烧温度、焙烧时间、原矿粒度、硫酸用量等因素对钒浸出率的影响及焙烧过程中的物相演变规律。 结果表明:在焙烧温度为 250 ℃ 、焙烧时间为 2 h,原矿 粒度为-0. 096 mm、硫酸用量为 40%的最佳焙烧条件下,钒浸出率可达 83. 64%。 原矿、焙砂及浸出渣的 XRD 分析结果表明:在硫酸和升温的协同作用下,原矿中铝硅酸盐矿物晶格被有效破坏,伊利石与硫酸反应生成了重钾矾和易于浸出的水钒钠矿,脉石矿物方解石则反应生成石膏,为水浸提取钒创造了有利条件。焙烧过程的热力学计算进一步验证了低温硫酸化焙烧—水浸提钒工艺的可行性。     

某含银高铅复杂多金属矿的分离提取

针对某含银、铅、铜、锌复杂多金属硫化矿的特性,对全混合浮选获得的含银、高铅多金属混合精矿采用焙烧—酸浸工艺处理,银几乎100%进入浸渣而不被稀硫酸浸出,通过对浸渣进行氯盐浸出,对浸出液采用萃取、沉淀、置换等分离技术,使各有价金属得到了有效的分离提取,并初步探讨了银矿物在焙烧中的行为。在最优条件下,Ag、、Pb、Cu、Zn的一次浸出率分别为91.31%、99.62%、96.46%和98.24%。     

中亚某难处理金矿选冶工艺研究

对中亚某金品位4.35 g/t金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺,在焙烧给料细度-0.074 mm粒级占75%、氧化气氛下焙烧120 min,焙砂磨至-0.074 mm粒级占90%,在氰离子浓度0.10%条件下浸出48 h,金浸出率达到86.39%,浸渣金品位0.59 g/t。     

Comprehensive processing of low grade sulphidic molybdenum ores

Low-grade sulphidic molybdenum ores were treated by using a combined processing route for a comprehensive recovery of molybdenum, copper, and other minor elements. As the first step, oxidation roasting was used to convert most of sulphides into metal oxides, during which 85–90% of sulphur was removed. Then both water and dilute sulphuric acid leaching of the roast were tested, in order to remove silica, iron and other impurities from the roast. Both copper and molybdenum were recovered one after another from the filtrates via cementation by iron powder under controlled temperature and pH conditions. Recovery for both elements was in all cases over 99%. Reasonable separation efficiency for copper and molybdenum was achieved from the water leach solutions. The leached cakes were dissolved in ammonia to recover the molybdenum by crystallisation as ammonium-dimolybdate. The proposed roasting, leaching and separation steps give a feasible alternative for a comprehensive processing of low grade molybdenum ores.     

石油焦还原焙烧进口软锰矿的工艺研究

对某含锰40.73%的进口软锰矿进行了还原焙烧-硫酸常温浸出试验研究。开展了还原焙烧温度、焙烧时间、还原剂(石油焦)用量条件试验, 确定最佳还原焙烧工艺条件为:焙烧温度900 ℃、焙烧时间60 min、石油焦用量15%, 此条件下焙烧获得的焙烧矿经硫酸常温浸出, 可获得锰浸出率95.61%的良好指标, 为进口软锰矿的有效湿法利用提供了技术支持。     

煤基还原焙烧法处理高品位氧化锰矿试验研究

为了有效开发利用海外高品质锰矿资源和提高我国锰系产品的生产水平，以进口高品位氧化锰矿为原料、煤为还原剂，对比研究了还原温度、还原时间与还原剂配比对粒矿、粉矿和内配炭球团矿3种焙烧物料还原率的影响。结果表明，3种焙烧物料的工艺条件略有差异，粒矿焙烧的最佳工艺条件为: 焙烧温度900 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间70 min; 粉矿焙烧的最佳工艺条件为: 焙烧温度800 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间60 min; 内配炭球团矿焙烧最佳工艺条件为: 焙烧温度850 ℃、还原剂配比15%、焙烧时间50 min。在最优条件下得到的焙烧料用硫酸浸出，不同焙烧物料各自的还原率与浸出率相差不大，粒矿可以保持在92%以上，粉矿和内配炭球团都可以达到95%左右，接近96.52%的理论还原率。