氯化物浸出黄铜矿的试验研究

研究了硝酸催化氧化、氯化物浸出黄铜矿的机理，考察了氧化和浸出反应的影响因素。研究结果表明：硝酸催化氧化的优化条件是酸度。0．50mol／L、温度95℃、硝酸量0．5％～1．0％。采用浸出、氧化分离式新工艺，4．5h铜的浸出率达97％，氧化除铁率97％，可实现黄铜矿浸出的综合优化。     

氯化物浸出黄铜矿的试验研究

研究了硝酸催化氧化、氯化物浸出黄铜矿的机理,考察了氧化和浸出反应的影响因素。研究结果表明:硝酸催化氧化的优化条件是酸度0.50mol/L、温度95℃、硝酸量0.5%～1.0%。采用浸出、氧化分离式新工艺,4.5h铜的浸出率达97%,氧化除铁率97%,可实现黄铜矿浸出的综合优化。     

黄铜矿浸出工艺发展现状

介绍国内外黄铜矿湿法浸出工艺过程研究现状,重点比较了氧化浸出、配位浸出和生物浸出黄铜矿的优缺点,指出今后黄铜矿湿法浸出工艺将更关注于其对环境的影响。     

黄铜矿精矿的三氧化铁浸出

本工作对采自古巴的、粒度为－３１５＋２００μｍ的黄铜矿精矿（３２．３％Ｃｕ）的浸出动力学特性进行了研究。测定的表观活化能值为Ｅａ＝５５±５ｋＪ／ｍｏｌ，与已发表文献的结果一致。显微镜和Ｘ射线研究证实，通过测定实际结构变化，可以观察到黄铜矿浸出时呈现出的反应化学和浸出机理。     

黄铜矿精矿的加压浸出研究

加压浸出处理铜精矿是一种可替代传统法处理铜精矿的新兴工艺,其优点在于该工艺不会像火法处理时一样产生空气污染。本文对黄铜矿精矿在H_2SO_4-O_2体系漫出时得到的试验数据进行了讨论。试验采用单一粒径的黄铜矿精矿样品,在容积为2 L的加压反应器中进行浸出。试验研究的主要因素包括:搅拌速度,温度,氧分压,硫酸浓度,粒径以及浸出时间。研究结果表明当搅拌速度达到700r/min,足以使颗粒悬浮,氧气分布效果良好。温度是影响铜从精矿中浸出速率的主要因素。温度为160℃时,铜从单一粒径(53~75μm)的精矿样品中的浸出速率相对较慢,60 min内铜的浸出率约为90%,当温度升至190℃时,铜的浸出速率显著加快,10 min内铜的漫出率可以达到100%。另一方面,氧分压为517~1 034 kPa,硫酸浓度为5~20 g/L时对铜的浸出速率影响较小。     

黄铜矿的湿法冶金工艺研究进展

介绍了黄铜矿湿法冶金的最新进展及工艺特性，探讨了黄铜矿湿法冶金的发展前景。Dynatec加煤粉流程和CESL二段浸出流程很好地解决了中温压力氧化酸浸过程中单质硫的影响，对材质的耐腐蚀性要求低，在低能耗下获得了高的浸出效果，对于主要分布于黄铜矿中的含金铜精矿，可获得很高的金回收率。Intec和Hydro Copper工艺在常压低温氯化介质中很好地浸出黄铜矿精矿，并能同时回收伴生的贵金属．生产的中间产品铜粉可直接加工高附加值产品，能耗低，回收率高，是复杂铜精矿湿法冶金的途径．Geocoat工艺的诞生使得高品位黄铜矿精矿大规模高温细菌氧化浸出成为现实，它克服了细菌浸出对设备要求高的缺点，利用堆浸的优势，以低的运行成本获取高的黄铜矿浸出率。     

黄铜矿的加压氧化浸出

R．G．McDonald和D．M．Muir研究比较了不同反应条件下黄铜矿精矿的加压氧化动力学及产物。反应条件见Phelps Dodge—Placer Dome和Activox工艺流程。试验在108～220℃范围内进行，使用同样的精矿，添加不同的盐和酸以比较动力学和铜回收率，浸出渣中含有不同的硫物相和铁及其他物质的物相。     

黄铜矿的湿法冶金工艺研究进展

简要阐述了黄铜矿湿法冶金技术的发展现状及工艺原理、流程,并探讨了黄铜矿湿法冶金工艺的展望.     

黄铁矿对黄铜矿浸出的影响

常压条件下,黄铜矿浸出速率缓慢,难以达到理想的浸出效果。溶液中,黄铁矿与黄铜矿共同存在时,发生"原电池效应"可以促进黄铜矿溶解。探究了在H_2SO_4溶液、H_2SO_4-Fe_2(SO_4)_3溶液和H_2SO_4-H_2O_2溶液中,黄铁矿对黄铜矿浸出的影响。结果表明,黄铁矿可有效促进黄铜矿溶解,但浸出并不完全。在浸出过程中黄铜矿表面形成钝化层,影响物质转移与电子传递效果。钝化层的主要成分为缺金属硫化物和少量单质硫。     

高铁闪锌矿氧化酸浸试验研究

文章针对高铁闪锌矿(含铁大于20%)氧化酸浸试验工艺,重点研究粒度、矿酸比、浸出时间、温度等条件对锌浸出率的影响.试验结果表明,在100 ℃、4个大气压条件下浸出3 h,锌的浸出率达到93%,铟也能被直接浸出.     

低品位铅冰铜硫酸氧化浸出动力学

采用H₂SO₄-H₂O₂体系对低品位铅冰铜进行了氧化浸出研究,利用ICP、XRF、粒度分析、XRD和SEM-EDS等手段对铅冰铜进行了物质组成研究,并分析了浸出动力学过程。结果表明：在初始硫酸浓度210 g/L、浸出温度70℃、搅拌速度400 r/min、过氧化氢与铅冰铜的质量比5、浸出时间180 min和液固比11的条件下,铜浸出率可达90.69%。动力学分析表明,低品位铅冰铜的硫酸氧化浸出过程符合未反应收缩核模型,反应活化能为9.67 kJ/mol,浸出过程受扩散控制。     

铜精矿的催化氧化酸浸

采用氧气催化氧化酸浸硫化铜精矿 ,加入 0 2mol/L催化剂和 2mol/L氯化钠 ,3mol/LH2 SO4,液固比 (L/S) 5∶1,85℃ ,浸出 6h ,浸出率达 98%以上。     

高镉烟尘氧化酸浸试验

采用氧化酸浸法从高镉烟尘中高效浸出锌、镉,研究了过氧化氢用量、浸出温度、浸出时间、液固比及硫酸浓度对锌、镉浸出率的影响。结果表明,在硫酸浓度50 g/L、过氧化氢用量60 g/L、液固比3 mL/g、浸出温度80 ℃、浸出时间2.0 h的条件下,锌、镉浸出率分别可达93.50 %、95.97 %。     

常温常压硫酸浸出富钴结壳研究

以二氧化硫为还原剂 ,在常温常压下 ,用硫酸快速浸出大洋富钴结壳。考察了各种因素对金属浸出率的影响 ,其中二氧化硫和硫酸用量的影响最显著。浸出反应速度快 ,3 0min内 ,有价金属几乎完全被浸出 ,在适宜条件下 ,有价金属的浸出率分别为 (% ) :Co 99 41、Ni 98 10、Cu 92 5 4、Mn 97 89,二氧化硫消耗 0 177t/t矿     

黄铜矿硫化焙烧相变浸出的研究

采用热分析及物相分析法在低温、惰性气体保护下研究了黄铜矿硫化焙烧相变———浸出除铁获取铜溶液新工艺。试验表明黄铜矿硫化焙烧相变转化完善,其焙烧试样的X-衍射线和化学物相分析均证明转变的物相为CuS和FeS2,残余黄铜矿很少。由于CuS极易被氧化浸出,而FeS2则相反,从而达到除铁获取铜溶液的目的。     

高温合金废料氧化酸浸工艺研究

以过氧化氢为氧化剂,采用氧化酸浸工艺使镍钴高温合金废料中的镍、钴、铼等进入溶液,钨、铪等富集在浸出渣中。结果表明,在下述最佳条件下,镍、钴、铼的浸出率均可达到99%以上:合金粉100g,粒度0.075~0.100mm,盐酸浓度6mol/L,液固比6∶1,30%过氧化氢用量200mL,反应温度85℃,反应时间3h。     

锑精炼除铅渣硝酸浸出回收铅的研究

采用硝酸浸出的方法从锑精炼除铅渣中回收金属铅,考察了液固比、浸出温度和时间、硝酸浓度等对铅浸出率的影响。结果表明,适宜的浸出工艺为:液固比4、浸出温度80℃、浸出时间50min、硝酸浓度7.0mol/L。在此条件下,铅浸出率可以达到94%。     

黄铜矿酸性氧化浸出过程的电化学行为研究

以天然黄铜矿为研究对象,运用三电极电化学体系,对在硫酸介质中氯离子对黄铜矿的氧化浸出过程电化学行为进行了研究。结果表明,氯离子的加入并不能改变溶液体系电位,但对解决硫包裹具有显著作用,可以大大提高黄铜矿浸出速度。试验过程中同时可看到H2S氧化峰,从而推断在黄铜矿氧化酸浸过程中释放出H2S。     

Leaching chalcopyrite with sodium chlorate in hydrochloric acid solution

Abstract

Sodium chlorate was used as an oxidant for the chalcopyrite leaching in a hydrochloric acid solution. The hydrochloric acid concentration has an important effect on the dissolution of chalcopyrite. The results indicate that stirring speed has a negligible effect on copper dissolution, suggesting that the reaction is not controlled by liquid phase diffusion. Chalcopyrite leaching is also affected by temperature. X-ray diffraction studies show that sulphide is oxidised to sulphate at temperatures less than or equal to 65°C, and at 85°C, it is oxidised to elemental sulphur during the leaching process. Studies of the effect of temperature on dissolution indicate that the leaching process is highly dependent on temperature for the range of 25–65°C. This result is consistent with the values for the activation energy at 25–45°C (60·0 kJ mol^?1) and 45–65°C (57·7 kJ mol^?1). Within these temperature ranges, the leaching process is controlled by a chemical reaction. However, at temperatures of 65–85°C, the activation energy in (0–180 min) is 28·17 kJ mol^?1, which suggests that the reaction is diffusion and chemically controlled during this stage. During the last stage (180–300 min) of the process at 65–85°C, the activation energy is only 0·55 kJ mol^?1. At this point, it appears that diffusion predominates. Scanning electron microscopy and energy dispersive X-ray spectroscopy results are consistent with the abovementioned kinetic data.

On a utilisé du chlorate de sodium comme oxydant pour le lessivage de la chalcopyrite dans une solution d’acide chlorhydrique. La concentration de l’acide chlorhydrique a un effet important sur la dissolution de la chalcopyrite. Les résultats indiquent que la vitesse d’agitation a un effet négligeable sur la dissolution du cuivre, suggérant que la réaction ne serait pas contrôlée par la diffusion en phase liquide. Le lessivage de la chalcopyrite est également affecté par la température. Des études de diffraction des rayons X ont montré que le sulfure était oxydé en sulfate à des températures égales à ou à moins de 65°C, et à 85°C, il était oxydé en soufre élémentaire lors du procédé de lessivage. Les études de l’effet de la température sur la dissolution indiquent que le procédé de lessivage est hautement dépendant de la température dans la gamme de 25 à 65°C. Ce résultat est compatible avec les valeurs de l’énergie d’activation à 25–45°C (60·0 kJ mol^?1) et à 45–65°C (57·7 kJ mol^?1). Dans ces gammes de température, le procédé de lessivage est contrôlé par une réaction chimique. Cependant, à des températures de 65 à 85°C l’énergie d’activation au début (0–180 min) est de 28·17 kJ mol^?1, ce qui suggère que la réaction est contrôlée par diffusion et chimiquement lors de cette étape. Lors de la dernière étape (180–300 min) du procédé à 65–85°C, l’énergie d’activation est seulement de 0·55 kJ mol^?1. À ce point, il semble que la diffusion domine. Les résultats de microscopie électronique à balayage et de spectroscopie à dispersion d’énergie sont compatibles avec les données cinétiques mentionnées ci-haut.