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%。     

含铋铜精矿湿法分离试验

用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,FeCl3.6H2O 320g/kg矿,液固比3:1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,得到符合行业标准的铜精矿,浸出液中和水解得到含铋大于65%的氯氧铋产品。     

氧化协同浸出复杂铜碲铋渣中的碲及有价金属

以铜、铅阳极泥火法处理产生的铜碲铋渣为原料,采用中性浸出-氧化协同浸出-草酸沉铜-水解沉铋-亚硫酸钠还原碲工艺分离回收铜碲铋渣中的碲及有价金属。研究了硫酸浓度、双氧水用量、NaCl浓度、浸出时间、浸出温度、液固比对协同浸出铜、碲、铋浸出率的影响,草酸过量系数对沉铜效果的影响,终点pH值对铋沉淀率的影响以及Cl-浓度对碲还原率的影响。结果表明: 在硫酸浓度4 mol/L、双氧水用量0.6 mL/g、NaCl浓度2.5 mol/L、浸出时间1 h、浸出温度80 ℃、液固比3 mL/g时,铜、碲、铋浸出率分别达到98.2%、90.1%和99.3%; 草酸用量为理论量的1倍时,沉铜率达99.2%; 在终点pH=2时,铋沉淀率达97.72%; Cl-浓度0.8 mol/L,碲还原率达95.6%。铜以草酸铜形式回收,铋以氯氧铋形式回收,碲以碲粉形式回收。     

盐酸—三氯化铁选择性浸出含铋铜精矿分离铜铋

采用盐酸与六水合三氯化铁体系浸出含铋铜精矿分离铜铋,浸出液水解沉淀制备氯氧铋产品,水解后液可通过硫化沉淀回收其中的铜。结果表明,铜铋分离最佳浸出条件为HCl 2mol/L,每公斤矿所属FeCl_3·6H_2O量为320g,液固比3∶1,浸出温度70℃,浸出时间3h。此条件下,铋的浸出率大于95%,铜精矿含铋由2.97%降至0.2%,符合行业标准。浸出液经中和水解可得到含铋大于65%的氯氧铋产品。     

柿竹园钼铋硫无氰回收新工艺工业化应用研究

以柿竹园东波选厂无水玻璃钼铋硫全浮精矿为研究对象,使用抑制剂T-706替代氰化钠,进行了无氰钼铋混合浮选-钼铋分离新工艺小型试验及工业化应用研究。结果表明,使用T-706替代氰化钠,取得了较好的试验指标,钼铋一粗三精三扫混合浮选、一粗五精三扫钼铋分离小型试验获得了钼品位47.32%、回收率93.45%、含铋0.98%的钼精矿,铋品位29.27%、回收率94.35%、含钼0.96%的铋精矿,以及硫品位35.98%的硫精矿; 工业试验获得了平均钼品位46.28%、回收率80.84%的钼精矿和平均铋品位29.05%、回收率68.09%的铋精矿,实现了柿竹园东波选厂钼铋硫高效回收。     

钼铋混合精矿盐酸浸出分离并制备海绵铋工艺研究

针对钼铋混合精矿进一步分选流程长、成本高以及传统火法炼铋工艺冗长、能耗高、铋回收率偏低等问题，采用通氧盐酸浸出新工艺，考察了盐酸浓度、浸出时间、温度等因素对钼铋浸出的影响，在盐酸浓度3 mol/L、液固比3∶1、温度80℃、搅拌转速500 r/min优化条件下通氧气浸出6.0 h,铋浸出率达99.13%,钼不浸出富集于浸出渣中，实现了铋和钼的高效分离；浸出液经净化除杂及铁板置换后得到了纯度99%以上的海绵铋。     

铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液浸出提铋北大核心

以铜烟灰浸出铜、锌之后的酸浸渣为原料,采用NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出铋并制取氯氧铋。在浸出铋过程中,考察了时间、硫酸添加量、液固比、温度以及NaCl浓度对铋浸出效果的影响。结果表明:NaCl浓度、硫酸添加量、时间和液固比对铋浸出率有显著影响,铋浸出率分别随NaCl浓度的升高、硫酸添加量的增加、液固比的增大呈增大趋势,随浸出时间的延长呈先增加后降低的趋势,随浸出温度的变化不明显;在NaCl浓度300 g/L、3倍理论硫酸添加量、时间2 h、温度60℃、液固比4∶1的最佳浸铋工艺条件下,Bi的浸出率>99%,>99%的铅和锡进入浸出渣;将含铋浸出液在温度70~90℃、pH值2.5~3.0的条件下水解0.5 h,可获纯度>99%、形态均一的氯氧铋。铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出工艺高效、便捷,结果可为铋回收提供参考。     

从云南某硫精矿中回收铜铋的选矿试验

云南某硫精矿含铜0.76%、含铋1.77%;铜主要赋存于黄铜矿中,铋主要以辉铋矿、辉铅铋矿、铋华和自然铋等形式存在;含铜矿物主要以连生体形式存在于粗粒级中,含铋矿物多以微细粒单体形式存在于微细粒级中。为回收该硫精矿中的铜、铋元素,进行了选矿试验研究。结果表明:以0.043 mm为分级粒度进行分级,粗粒级磨细至-0.074 mm占81%,以石灰为抑制剂、ZA为铜捕收剂,经1粗2精2扫闭路浮选,获得了铜品位为18.29%,作业回收率为87.79%,对硫精矿回收率为70.88%,含铋0.47%的铜精矿;细粒级在盐酸浓度为3 mol/L、氯化钠用量为100 kg/t、BJ用量为150 kg/t、液固比为3条件下常温浸出2.5 h,获得了铋浸出率为95.54%、对硫精矿回收率为90.04%,浸渣铋品位为0.13%的指标。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物,再采用抑铋浮铜-重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋,不仅铜、铋回收率低,且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题,以现场重选钨粗精矿为试样,进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t,主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿,主要铋矿物为辉铋矿,有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm,黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗,黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样,在棒磨至-0.2 mm的情况下,以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜,以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋,最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿,以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿,与现场生产指标相比,铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点,含铋下降了1.85个百分点;铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点,含铜下降了1.68个百分点,较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

从钨重选粗精矿中浮选回收铜铋试验

粤北某高硫伴生铜、铋的钨矿选矿厂采用枱浮从重选钨粗精矿中回收硫化矿物，再采用抑铋浮铜—重选选铋工艺从硫化矿混合精矿中分离回收铜铋，不仅铜、铋回收率低，且铜精矿含铋高。为解决铜、铋的高效分离与回收问题，以现场重选钨粗精矿为试样，进行了铜、铋分离与回收试验。结果表明：WO₃、Cu、Bi、Ag品位分别为13.66%、3.32%、1.93%和308.50 g/t，主要铜矿物为黄铜矿和辉铜矿，主要铋矿物为辉铋矿，有用矿物粒度主要为0.64~0.04 mm，黑钨矿、白钨矿、黄铁矿嵌布粒度略粗，黄铜矿、辉铋矿粒度略细的试样，在棒磨至-0.2 mm的情况下，以石灰为调整剂、SY为铋抑制剂、Z-200为捕收剂1粗1精2扫流程抑铋浮铜，以GYC-1为铋活化剂、丁基黄药为铋捕收剂1粗2精2扫流程活化浮铋，最终获得铜品位为19.01%、铜回收率为93.51%、含铋0.81%的铜精矿，以及铋品位为21.39%、铋回收率为78.61%、含铜0.63%的铋精矿，与现场生产指标相比，铜精矿铜品位、铜回收率分别提高了10.48和9.19个百分点，含铋下降了1.85个百分点；铋精矿铋品位下降了5.23个百分点、铋回收率提高了33.25个百分点，含铜下降了1.68个百分点，较好地实现了铜、铋的分离与回收。     

铜钴硫化物精矿氧压浸出工艺研究

对铜钴硫化物精矿进行了氧压浸出工艺研究。结果表明,在温度180 ℃、氧分压600 kPa、液固比4、反应时间2 h的浸出条件下,铜浸出率99%,钴浸出率98.5%,硫浸出率98%。氧压浸出工艺具有铜钴浸出率高、浸出过程硫酸根平衡较好、不产生明显过剩硫酸、浸出后液易于处理等优点。     

红土铜矿硫酸化浸出工艺研究

开发了红土铜矿先硫酸化预处理后浸出的两步工艺, 考察了浓硫酸加入量、加水量和硫酸化时间对红土铜矿硫酸化的影响, 以及液固比和浸出时间对浸出的影响。结果表明: -0.15 mm粒级红土铜矿, 在加水量50%(v/w)、浓硫酸用量276 kg/t、硫酸化时间1.5 h下预处理, 然后以水为溶剂, 在液固比6∶1、反应温度60 ℃下浸出3 h, 铜浸出率达到87%。与常温硫酸搅拌浸出相比, 硫酸化浸出法铜浸出率约提高了14个百分点。     

两段酸浸法浸出铜烟尘中的铜锌铟

以某铜烟尘为处理对象,采用常压酸浸回收铜锌、氧压酸浸回收铟的两段酸浸法浸出其中的铜、锌、铟。常压酸浸法浸出铜烟尘中锌和铜的最佳条件为:浸出温度95 ℃,硫酸浓度180 g/L,搅拌速率350 r/min,液固比4∶1,浸出时间120 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为84.25%、95.35%和9.98%。采用氧压酸浸法浸出铜烟尘中的铟,最佳条件为:浸出温度220 ℃,搅拌速率650 r/min,釜内氧分压0.60 MPa,液固比4∶1,硫酸浓度180 g/L,浸出时间150 min,此时铜、锌、铟浸出率分别为93.12%、97.89%和99.50%。     

氯氧铋湿法还原制备海绵铋的研究

研究了氯氧铋湿法还原制备海绵铋的方法。将氯氧铋置于盐酸溶液中搅拌溶解,溶解过程中加入铁粉还原铋离子,最后得到铋含量80%左右的海绵铋。研究了盐酸浓度、液固比、铁粉加入前反应时间、铁粉用量、铁粉加入后反应时间、反应温度对铋还原效果的影响,得出反应最佳条件为:盐酸浓度2.5 mol/L、液固比5∶1、铁粉加入前反应时间0.5 h、铁粉用量为理论量1.25倍、铁粉加入后反应时间3 h、反应温度常温,此时海绵铋中铋含量为84.93%。     

氧化铜钴精矿浸出试验研究

以硫酸为浸出剂, 针对某含铜5.75%、含钴0.34%、以铜计氧化率为78.96%的氧化铜钴精矿进行了浸出工艺研究。结果表明, 在浸出温度50 ℃、酸矿比0.3∶1、液固比4∶1、浸出时间6 h条件下, 以渣计铜浸出率达到94.34%、钴浸出率达到97.57%, 浸出液中铜含量为12.38 g/L, 钴含量为0.73 g/L, 铁、锰、镁等杂质含量均较低。     

炼铜烟灰硫酸浸出及铜浸出动力学研究

在分析铜烟灰物料组成的基础上, 采用硫酸浸出工艺, 分别考查了硫酸加入量、液固比、浸出时间和浸出温度对铜浸出率的影响。实验得出最佳浸出条件为: 硫酸初始加入量98 g/L, 浸出时间60 min, 浸出温度70 ℃, 液固比5∶1。在此条件下, 铜浸出率达到84.87%。研究了炼铜烟灰硫酸浸出过程中铜的浸出动力学。结果表明, 硫酸浸出过程为扩散控制, 浸出反应的表观活化能为8.05 kJ/mol。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

对云南某铜选厂浮选铜精矿进行了加压酸浸工艺研究, 确定其较佳工艺条件为: 硫酸初始浓度1.5 mol/L, 磨矿粒度-0.037 mm粒级占89%, 氧分压2 MPa, 浸取时间5 h, 浸取温度156 ℃, 表面活性剂木质素磺酸钠用量2.5 g/kg。在该工艺条件下, 铜精矿浸出率为79.15%。采用新型浸出剂ZK05, 铜精矿中铜的浸出率达到98%以上, 硫则通过浮选回收, 回收率约为60%。