Chloride‐promoted leaching of chalcopyrite concentrate by biologically‐produced ferric sulfate

The effects of chloride ions on chalcopyrite leaching by biologically‐produced ferric sulfate solution and on the iron‐oxidizing culture were determined. Chloride ions significantly increased chalcopyrite leaching by ferric sulfate at 67 °C and 87 °C, but slowed down the leaching at 50 °C. At 90 °C, chloride at 5 g dm^?3 (0.25 g Cl^? g^?1 concentrate) increased the copper yield from 60 to 100% in approximately 2 weeks. Further increase in Cl^? concentration did not affect the leaching. Addition of chloride increased both leaching yields and iron precipitation, which shows that the passivation was not due to iron precipitation. A decreased Ag‐potential of 60 mV against an Ag/AgCl reference electrode in the presence of Cl^? indicates the accumulation of partially oxidized forms of dissolved sulfur compounds such as thiosulfate and polythionate instead of elemental sulfur and, thus, a decrease in sulfur passivation. A chloride concentration of 5 g dm^?3 did not affect the iron oxidation rate of the iron‐oxidizing culture dominated by Leptospirillum ferriphilum. Copyright © 2004 Society of Chemical Industry     

铜尾矿综合利用研究进展

铜尾矿是铜矿经过选矿作业后产生的粉状或砂砾状固体废弃物,由于铜尾矿的大量排放以及缺乏有效的处理,致使铜尾矿被大量堆积在尾矿库中,给尾矿库以及周边环境带来了严重的环境安全问题.归纳了铜尾矿的化学性质和物理性质,总结了国内外铜尾矿综合利用现状和应用途径,对铜尾矿综合利用方式如有用组分的提取、制备建筑材料、制备充填材料、用于...     

尾矿砂的酸溶特性与镍的浸出研究

通过粉末X射线衍射（XRD）分析了金川尾矿砂的物相组成和脉石矿物的相对含量,利用热力学原理计算并分析了矿物在硫酸中的溶解难易程度。通过正交设计与实验, 得到浸出镍的最佳工艺条件：酸矿质量比为 0.9∶1、液固质量比为2∶1、反应温度为90 ℃、反应时间为4 h。在此酸浸条件下,尾矿砂中镍的浸出率可达93.3%,而蛇纹石和白云石可以完全溶解,并产生大量无定形二氧化硅。     

菌丝球形态的黑曲霉发酵液浸出铜尾砂

尾砂中含有大量的金属,是一种潜在的可利用资源。旨在研发一种从铜尾砂中回收铜的生物浸出方法。利用正交设计,通过摇瓶试验,研究培养温度、发酵时间、接种量及培养基成分对黑曲霉菌丝球形态的影响,进而研究不同菌丝球形态的黑曲霉发酵液对尾砂中铜的浸出。研究表明,铜的浸出率随着黑曲霉菌丝球直径的减小而升高。在温度30℃,接种量0.8%(OD₆₀₀=0.1),马铃薯-蔗糖含量30%,发酵时间65 h的优化发酵条件下,获得大量表面光滑、直径为0.96 mm的菌丝球;利用该条件下的发酵液,在30℃,180 r·min^-1条件下浸出3 d,铜的浸出率达83.25%。     

尾矿酸浸液除硅以及制备高纯铁红的研究

金川公司尾矿酸浸液中除含有较高含量的铁之外,还含有一定量的杂质硅。以氧化钙为中和剂,聚丙烯酰胺为絮凝剂,通过正交设计与实验,得出了从该酸浸液中除硅的较佳工艺条件;随后,以氧化镁为中和剂,空气和双氧水为氧化剂,将除硅后滤液在85 ℃搅拌加热,制得针铁矿沉淀;最后将沉淀在800 ℃煅烧2 h并经过5%稀硝酸洗涤得到了高纯铁红,其主成分质量分数为99.2％,符合HG/T 2574-2009工业氧化铁国家标准。     

高镁钙磷尾矿酸解制纳米级碳酸钙

以磷尾矿经硝酸复合溶剂酸解、除铁铝净化、钙镁分离得到的钙源为原料,采用碳化法制备碳酸钙。主要探讨了制备纳米级碳酸钙过程中碳酸铵溶液浓度、碳化温度、碳酸铵加入量对产物纯度及钙回收率的影响,通过X射线衍射（XRD）、扫描电镜（SEM）、激光粒度仪对碳酸钙的物相、形貌、粒度进行分析。结果表明:在碳酸铵溶液浓度为1.00 mol/L、碳化温度为40 ℃、碳酸铵与钙离子物质的量比为1.1条件下,制得碳酸钙的纯度为89.27%、钙回收率为85.54%,碳酸钙呈纳米粒状。     

预处理对石棉尾矿酸浸反应效果的影响

提高石棉尾矿与酸的反应效果是提高利用石棉尾矿制备氢氧化镁和二氧化硅产率的重要途径.本文就石棉尾矿的预处理对石棉尾矿与酸反应效果的影响进行了研究.采用的预处理方法有:将石棉尾矿在700℃下煅烧、超细研磨、浮选提纯等,以预处理后的石棉尾矿与酸反应后的残渣质量作为评价指标.结果表明:预处理没有达到提高石棉尾矿酸浸效果的目的.文中对产生这一结果的原因进行了讨论.     

硫酸铁电化浸出黄铜矿精矿工艺研究

研究了在Fe2（SO4）3-H2SO4-NaCl体系中直接电解浸出黄铜矿精矿工艺条件及机理。实验表明，在阳极初始溶液含Fe^3＋1mol／L，H2SO4 4mol／L，NaCl1．5mol／L，阴阳极电流密度分别为350和650A／m^2，温度368K的条件下浸出6h，可以获得铜浸出率为95％，精矿中的硫90％以上以单质硫回收。温度是影响铜浸出率最显著的因素，阳极上发生的主要反应是Fe^3＋氧化；硫酸铁直接氧化黄铜矿得到单质硫；酸分解黄铜矿产生H2S，H2S溶解后再被Fe^3＋氧化为硫。     

Leaching kinetics of copper flotation tailings in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution

The experiments of agitation leaching were carried out in aqueous ammonia/ammonium carbonate solution, to recover copper from the flotation tailings of waste copper oxide residue. The main copper minerals contained in the flotation tailings are chrysocolla, malachite, and cuprite, with the copper grade of 1.12%. Effects of lixiviant concentration, solid‐to‐liquid ratio, stirring speed, and reaction temperature on copper leaching ratios at various time were investigated. It is found that the leaching ratio almost cannot be affected by time after 90 min of leaching. The optimised processing conditions have been determined, under which the leaching ratio of 70.6% is obtained. Kinetics analysis indicates that the copper leaching ratio is controlled by diffusion through the product layer in the initial 60 min of leaching, and corresponding measures to strengthen the copper extraction is proposed, with the activation energy of 32.3 kJ/mol. © 2012 Canadian Society for Chemical Engineering     

硫铁矿尾矿中铜的硫酸浸出

采用酸浸法提取硫铁矿尾矿中有价元素铜。研究了硫酸质量分数、浸出时间、矿石粒度、矿石投加量、浸出温度和转速对铜浸出的影响。在单因素实验的基础上,采用正交实验法对浸出工艺条件进行优化。采用扫描电镜(SEM)和能谱仪(EDS)对酸浸前后尾矿表面的微观形貌进行了分析,初步探讨了酸浸反应后期抑制Cu浸出的影响机制。结果表明,酸浸铜的最佳工艺条件为：硫酸质量分数30%、浸出时间6 h、矿石粒度150 ?m、矿石用量5 g、浸出温度108℃、转速440 r/min,在此条件下,铜的浸出率为50.68%。扫描电镜和能谱分析表明,浸出残渣表面被微米级的二氧化硅颗粒紧密包裹,钝化了后期的浸出反应。     

磷尾矿煅烧及酸浸过程动力学研究

以湿法磷酸生产的经浮选后的废弃磷尾矿为原料,从其中分离回收钙镁,制备新型土壤调节剂糖醇钙镁,对磷尾矿进行了煅烧活化和酸浸动力学的实验研究。基于热重分析及钙镁酸解浸出率分析的研究结果表明,磷尾矿中白云石热分解过程为吸热反应,白云石热分解遵循二维相界面反应模型;钙、镁浸出反应表观活化能分别为13.157、23.023 kJ/mol;煅烧活化后的尾矿酸浸出速率受内扩散控制,获得白云石热分解及钙、镁浸出反应的动力学方程。     

碳酸铜矿中钴的选择性浸出

对碳酸铜矿中铜、钴浸出过程的反应及行为进行了分析。在大量实验的基础上,结合理论分析,探讨了浸出条件对矿样中钴选择性浸出的影响,进而确定了钴选择性浸出的实验室最佳条件为:浸出时间3 h,浸出温度70℃以上,pH为5,液固体积比为5∶1,浸出液中添加质量浓度为27.11 g/L的硫酸铜溶液1.5 mL。实验结果表明,该条件下钴的浸出率可达到78.37%,铜的浸出率仅为0.04%,实现了钴与铜的有效分离,可以优先浸出钴,实现钴资源的充分利用。     

Importance of mineralogy and reaction kinetics for selecting leaching methods of copper from copper smelter slag

Ammoniacal leaching and sulfuric acid leaching were explored separately to recover copper from smelter slag. The overall 75% copper recovery was achieved from the smelter slag under optimum condition using ammoniacal leaching. The low copper recovery in this process is directly related to the complex slag mineralogy and dissolution kinetics. To overcome such problems, sulfuric acid leaching was applied separately. This method provided an overall 89% copper recovery under atmospheric condition. The use of sulfuric acid as the leaching agent was found to be more advantageous than ammonia due to the complex interlocking nature of copper bearing particles and different reaction kinetics of the slag.     

氯化焙烧-水浸法回收钡渣中钡的研究

以氯化钙为氯化剂,采用氯化焙烧-水浸取的方法处理钡渣,钡渣中的钡以氯化钡的形式被回收。通过焙烧温度、焙烧时间、氯化剂用量等一系列条件实验确定了适宜工艺条件：焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为45 min、氯化钙用量为理论量的1.3倍。在此条件下钡渣中的酸溶钡可全部回收,钡的回收率为86.8%。浸出液主要成分是氯化钡和氯化钙,经过蒸发浓缩、结晶析出氯化钡产品,其质量符合GB/T 1617—2014《工业氯化钡》的要求。     

焙烧酸浸渣中铜的形态对铜、金浸出率的影响

以某黄金冶炼厂含铜金精矿为研究对象,采用铜化学物相分析及浸出方法研究了焙烧?酸浸?氰化工艺处理含铜金精矿过程中焙烧酸浸渣中铜形态对铜、金浸出率的影响. 结果表明,含铜金精矿焙烧酸浸及氰化浸出时,铜形态对铜、金浸出率有显著影响,当酸浸渣中氰化易溶铜(氧化铜、次生硫化铜)含量大于0.10%时,金浸出率降低. 以原生硫化铜矿为主的含铜金精矿,适当提高焙烧温度、延长焙烧时间、增加初始酸浸酸度可有效降低酸浸渣中氰化易溶铜含量,提高铜浸出率,减弱其对金浸出率的影响.     

铁尾矿制备聚合硫酸铁实验及造纸污水处理效果初步评价

为了分析外界因素对制备聚合硫酸铁的影响,开展了不同条件下的酸浸还原实验和聚合合成实验,优化了实验条件,进而分析不同pH、不同絮凝剂用量以及不同沉降时间作用下,聚合硫酸铁对污染水的处理效果。结果表明：酸浸实验中尾矿全铁浸出实验的最佳温度为100 ℃,最佳搅拌时间为2 h,最佳搅拌速度为300 r/min;还原试验中硫酸亚铁还原率的最佳还原温度为60 ℃,最佳还原时间为1.5 h,还原铁粉的过量系数为1.10%。聚合合成实验中最佳聚合温度为35 ℃,最佳聚合时间为0.4 h;此条件下,n（双氧水）∶n（Fe²⁺）∶n（磷酸钠）为0.08∶1∶0.07时,聚合效果最优。在pH为7中性环境中,聚合硫酸铁的质量浓度为2.0 g/mL,沉降时间为0.3 h时,污水的余浊值最小,对于污水的处理效果最好。     

铜尾矿机械活化试验研究

基于机械活化原理对铜尾矿性能进行了试验研究,结果表明粉磨10 min的铜尾矿掺入水泥后,水泥标准稠度需水量随着掺加量的增加而减小,继续延长粉磨时间水泥标准稠度需水量随着掺量增加而增加,而粉磨时间对掺有铜尾矿的水泥凝结时间几乎没有影响。在12%～16%范围内,延长粉磨时间对铜尾矿28 d活性指数较为有利,其余掺量并不明显,并且掺入铜尾矿的水泥流动性损失加剧。     

低品位铜矿微生物浸出的生产实践

为了充分利用低品位铜矿,大树硫铁矿采用微生物浸出的工艺在小规模的工业生产中获得了铜的浸出率达85％的指标,为有效地利用低品位铜矿和大规模工业生产创造了条件。     

从铜浸出渣中浮选回收元素硫的研究

考查了适合浸出渣中元素硫浮选回收的理想工艺参数,并利用旋流-静态微泡浮选柱取得了良好的分选指标,最终精矿的元素硫品位达到56.08%,为铜浸出渣的合理利用探求了一种工艺简单、成本节约的新方法.     

毒重石尾矿钡渣制取高纯氯化钡的研究

通过改进的两次盐酸浸取法将毒重石尾矿钡渣中的钡转化为氯化钡实现二次回收,考察了包括液固比、盐酸浓度、浸取时间、浸取温度等因素对除杂提钡效果的影响。实验结果表明,第一步盐酸洗渣能将铁、钙、锶等杂质酸化为相应的氯盐,并将其大部分转入液相,所得含钡滤渣进行第二步盐酸浸取,得氯化钡溶液。实验优化工 艺条件：第一步盐酸洗渣,液固质量比为1∶2,盐酸浓度为1 mol/L;第二步盐酸浸取,液固质量比为7∶1,盐酸浓度为 2 mol/L,浸取时间为2 h,浸取温度为70 ℃,钡的回收率可达95%;第三步氯化钡粗品精制,用草酸进一步沉淀钙、锶,调节滤液pH为3,滤液蒸发浓缩结晶,晶体经无水乙醇洗涤后烘干,所得氯化钡产品纯度可达99.9%。