东海县蛇纹石尾矿转化为镁橄榄石的研究

用东海县蛇纹石尾矿为基料，与一定数量烧结镁砂混合，经高温燃烧可转化为镁橄榄石，所获试料体操密度为２．９０ｇ／ｃｍ＾３，耐火度大于１８２０℃，本研究成果为综合利用蛇纹石尾矿，开发镁橄榄耐火制品提供了理论依据。     

国外某铜钴尾矿综合回收铜钴试验研究

国外某陈年铜钴矿尾矿Cu品位为0.97%、Co品位为0.080%,铜主要以氧化铜的形式存在,占总铜的88.66%;-0.074 mm占77.31%、-0.038 mm占53.01%,Cu、Co在+0.15 mm粒级有明显的富集现象,但由于+0.15 mm粒级产率较低,导致该粒级Cu、Co分布率不高。为确定适宜的铜、钴回收工艺,进行了铜、钴浮选预富集,预富集粗精矿常温硫酸酸浸试验。结果表明,铜钴粗精矿Cu品位为5.37%、Co品位为0.325%、Cu回收率为63.99%、Co回收率为48.88%,酸浸酸耗为7.53 t/t、铜浸出率为80.16%、钴浸出率为69.87%。预富集效果良好,且预富集再酸浸比直接酸浸大大降低了酸耗,经济与环境效益显著。     

温石棉尾矿煅烧活化浸取氧化镁的实验研究

对采自陕南石棉矿山温石棉尾矿样品的矿物学研究基础上,经煅烧活化后利用H2SO4浸取活化产物中的氧化镁,对在酸浸过程中影响氧化镁浸出率的因素进行了研究。结果表明,酸浸出氧化镁的最佳工艺条件为:液固比为14,样品粒度为100目,酸浸时间为40min,H2SO4浓度为1.4mol/L,反应温度为30℃。氧化镁的最大浸出率达到99%以上。     

某高镁磷尾矿矿石工艺特性研究

对某磷矿尾矿的物相和化学组成、反应特性及发泡性能进行了研究。结果表明:该尾矿的主要物相为CaMg(CO3 )2、Ca5F(PO4 )3,MgO含量为19. 0%、P2O5 含量为5. 94%;尾矿的反应活性较好,抗阻缓性较差,发泡比较严重,加入消泡剂BMS-1后,发泡明显减弱。     

某选铜尾矿的浸钪试验研究

针对某含钪选铜尾矿,进行了直接酸浸和选矿预富集再酸浸提钪两种方案的对比研究 。结果表明,两种方案均能实现铜尾矿中钪的酸浸回收,且浸出条件相当。在浓硫酸加入量60%,萤石加入量10%,温度90℃,液固比3.0~4.0:1,浸出时间8h的最佳条件下,尾矿直接酸浸的钪浸出率达90.36%,选矿预富集获得钪精矿再酸浸的钪浸出率达到91.23%。经济计算表明,后者每生产1kg氧化钪的成本要低于前者0.22万元。     

智利某含金银铜尾矿选冶实验研究

以智利某含金银铜浮选尾矿为研究对象,在对试样进行化学多项分析、铜物相分析以及金的化学物相分析等研究基础上,采用硫酸优先浸铜再氢化浸金银工艺,铜浸出率为83.03％,金浸出率65.22％,银浸出率76.35％,可为同类型矿石的综合利用提供技术参考.     

刚果(民)Ruashi和Etoile尾矿中钴和铜的浸出

采用制粒堆浸工艺处理刚果（民）Ruashi和Etoile的浮选尾矿，制粒后矿堆的渗透速率大于100L.m^-2.h^-1，满足堆浸的要求，控制浸出条件，经分步浸出，分别获得含铜10g/L以上的富铜液和含钴3g/L以上的富钴液，有于生产1＃电铜和氧化钴或其他钴产品，酸法制粒堆浸技术，可以有效地从Ruashi和Etoile的浮选尾矿中回收钴和铜。     

刚果（金）某铜钴矿尾矿回收工艺研究

刚果（金）某铜钴矿尾矿铜、钴品位分别为1.33%和0.33%。为了高效开发利用该二次资源,进行了系统的回收工艺研究,着重介绍了浸出、除杂、沉钴工艺条件研究情况。研究表明,两段浸出—萃取—电积提铜—低品位萃余液除杂—沉钴回收铜、钴工艺中,第1段浸出2 h、pH=2.0,第2段浸出4 h、pH=1.5、矿浆电位350 mV;除杂沉淀6 h、终点pH=4.0;沉钴6 h、终点pH=8.9等为适宜的主要工艺技术参数。生产实践表明,该工艺适应性好,铜、钴回收指标高,硫酸、水、药剂等消耗低,生产稳定,生产指标达到甚至优于设计值,为其他类似项目提供了良好的借鉴。     

四川某低品位尾矿中铜、锌硫化物生物浸出研究

为了回收四川某铜矿浮选尾矿中的铜和锌, 以In-bac为浸矿菌种, 进行微生物浸出。考察了接种量、矿浆浓度、初始Fe²⁺浓度、浮选药剂(T-207和H-406)等因素对浸出效果的影响。结果表明, 采用两阶段微生物浸出工艺, 尾矿中铜、锌浸出效果较好, 第一阶段微生物浸出最佳条件为：接种量10%、矿浆浓度80 g/L、初始Fe²⁺浓度1.5 g/L, 尾矿中铜离子和锌离子浸出率分别为21.67%和79.67%, 此浸渣再次调浆后, 采用改进型无铁9K培养基, 无接种细菌微生物浸出, 当初始pH值为2.0、矿浆浓度为80 g/L、初始Fe²⁺浓度为0 g/L, 尾矿中铜浸出率达到36.97%, 锌浸出率为92.37%, 浸出率分别提高了15.30个百分点和12.70个百分点。浮选药剂T-207和H-406均对尾矿微生物浸出有不利影响。     

刚果(金)某铜钴尾矿还原浸出钴

采用硫酸作浸出剂,对刚果(金)某尾矿库中的铜钴尾矿加入还原剂进行柱浸试验。研究还原剂种类、还原剂加入量、造球直径、反应温度、浸出时间等对钴、铜、铁、镁和锰等金属浸出率的影响,确定浸出最佳条件。在优化条件下,还原剂Na2SO3加入量为钴还原理论量的3.0倍,造球直径为8 mm,常温条件下浸出60 d,钴、铜、铁、镁和锰的浸出率分别为85.94%,92.93%,30.42%,21.84%和96.96%。优化条件下,钴浸出平均硫酸消耗为30 t/t-钴。     

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。     

盐酸浸取高岭土中氧化铝的研究

对盐酸浸取高岭土中氧化铝进行了研究。考察了煅烧温度、盐酸浓度、盐酸用量、酸浸时间及加入反应剂焙烧等因素对氧化铝浸出率的影响 ;研究发现在煅烧温度为 70 0℃ ,盐酸浓度为30 % ,盐酸与氧化铝 mol比为 6 ,酸浸时间为 2 h时 ,试样中的氧化铝浸出率达到 89% ,加入反应剂焙烧可减少酸浸时间 ;为利用高岭土生产铝盐制品 ,提高原料的利用率提供了依据     

硼泥酸浸提镁过程的动力学研究

硫酸浸出是硼泥综合利用过程中的一个关键步骤,硼泥酸浸提镁动力学的研究对于高效提取硼泥中的镁具有重要的理论意义。本文对硫酸浸出硼泥的过程进行了研究,系统考察了搅拌速度、浸出时间、液固比、硫酸质量分数、浸出温度对氧化镁浸出率影响。结果表明浸出时间、液固比、硫酸质量分数、浸出温度对氧化镁的浸出率有显著影响,搅拌速度对氧化镁浸出率影响不大。利用收缩未反应核模型分析了硼泥酸浸提镁过程动力学,硼泥酸浸提镁动力学受表面化学反应控制,反应频率因子是3.4×106/s,反应表观活化能是52.7kJ/mol。     

石棉尾矿酸浸渣对废水中Zn2+的吸附性能研究

石棉尾矿酸浸渣经煅烧提纯处理,对废水中Zn2 有较好的吸附性能.一定范围内,增加酸浸渣用量、延长吸附作用时间、升高吸附温度、提高pH值,均可改善对Zn2 的吸附去除效果,其中pH值是影响吸附的主要因素.酸浸渣对废水中Zn2 的等温吸附,符合Langmuir模型,为化学吸附.     

黑铜渣氧压硫酸浸出脱铜脱砷实验研究

在硫酸体系中通氧加压浸出黑铜渣,结果表明,在硫酸质量浓度180 g/L、浸出温度140 ℃、氧分压0.8 MPa、液固比8 mL/g、浸出时间3 h、搅拌速度600 r/min、黑铜渣粒径178 μm的较优工艺条件下,黑铜渣中Cu、As和Ni浸出率分别为97.59%、95.42%和98.37%,Sb、Bi浸出率分别仅为6.78%和2.31%,实现了黑铜渣中Cu、As、Ni的高效脱除,浸出渣中锑、铋、银等有价金属得到高度富集。     

盐酸浸出白云鄂博选铁尾矿中经钙化焙烧的稀土

白云鄂博选矿厂现弱磁选-强磁选-浮选工艺的弱磁选尾矿再经钙化焙烧-弱磁选选铁后的尾矿REO含量为12.27%,主要成分为稀土氧化物和萤石,氟磷灰石、石英等少量。对盐酸浸出其中稀土氧化物的工艺条件进行了研究。结果显示,在盐酸浓度为1.5 mol/L,浸出温度为 45 ℃,液固比为10∶1 mL/g,浸出时间为60 min,搅拌速度为300 r/min情况下,稀土浸出率可达93.15%,氟浸出率仅为0.23%,表明在控制氟浸出的前提下稀土得到了高效浸出。     

含铜硫酸渣中铜的浸出及浸出动力学分析

为了研究黄铁矿经高温焙烧制取硫酸后产生的铜品位为0.87%硫酸渣的铜浸出动力学规律,采用X射线衍射分析等方法分析了矿石的性质,研究了矿石粒度、初始酸浓度、液固比、搅拌速率、浸出温度和浸出时间等因素对硫酸渣矿样中铜浸出的影响,采用未反应收缩核模型对硫酸渣浸出过程进行动力学分析。结果表明,各因素对硫酸渣铜浸出的浸出率有较大影响;从浸出过程控制模型、浸出动力学方程、浸出反应表观活化能方面确定了硫酸渣浸出过程的主要控制步骤为内扩散过程控制,得出浸出反应的表观活化能Ea=19.96 kJ/mol。     

高钙型低品位铜矿酸性浸出动力学研究

通过单因素实验及动力学分析研究了低品位氧化铜矿的浸出过程,考察了矿物粒度、浸出温度、硫酸浓度和液固比对浸出过程的影响。结果表明,适宜的浸出条件为: 矿物粒度-0.074 mm粒级占比85%、浸出温度60 ℃、浸出时间120 min、硫酸浓度2.5 mol/L、液固比4∶1,此时铜浸出率为96.23%; CaCO₃的存在导致浸出过程硫酸消耗增加; 浸出过程可用未反应核收缩模型来描述,反应速率受固膜界面传质和扩散混合控制,浸出过程活化能为8.78 J/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%。