铜钴浸出渣纯氧加压浸出工艺研究

硫化铜钴精矿经硫酸化焙烧-酸浸后得到的浸出渣,仍含有较多的铜和钴。针对此铜钴浸出渣进行了加压浸出工艺研究。结果表明：液固比6:1,初始硫酸浓度100g/L,常温预浸30min后,在浸出温度180℃,氧气分压0.1MPa,浸出3h等条件下,铜和钴的浸出率分别达到96.5%和98.1%,铁浸出率约8.3%,大部分的铁抑制在渣中。     

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。     

刚果(金)某低氧化率铜钴矿选冶联合试验研究

针对刚果(金)某铜钴矿氧化率低、直接浸出回收率低的问题,采用浮选回收硫化铜钴精矿、硫酸浸出浮选尾矿工艺流程处理该矿石。结果表明,采用硫化矿闭路浮选得到的硫化精矿中铜品位50.81%、钴品位1.62%,铜回收率24.79%、钴回收率11.10%; 浮选尾矿在液固比2∶1、硫酸用量202 kg/t_矿条件下常温搅拌浸出3 h,铜浸出率93.98%,钴浸出率72.44%; 选冶综合回收率铜95.47%,钴75.50%,酸耗199.58 kg/t_矿。与原矿直接硫酸浸出工艺相比,铜回收率提高了14.95个百分点,钴浸出率提高了6.93个百分点。研究成果可为同类矿物的开发利用提供技术依据。     

刚果（金）SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明：采用Na₂S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98...     

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。     

应用浮选和与黄铁矿焙烧工艺从铜渣中回收有价金属

研究了从土耳其Kure地区堆存的老铜渣中回收铜和钴的工艺.所研究的铁橄榄石类型的堆存老铜渣含有1.24%Cu、0.53%Co和51.63?.研究了两个不同回收有价金属的方法.第一个方法是铜渣与黄铁矿一起焙烧,然后浸出.第二个方法是铜渣先浮选回收铜,浮选尾矿与黄铁矿一起焙烧,焙砂浸出.试验结果表明,第二个方法适于处理这种类型的铜渣.在浮选阶段获得的铜精矿铜品位为11%,铜回收率为77%.浮选尾矿的钴回收率为93%.在焙烧试验中研究了焙烧时间、焙烧温度和黄铁矿与铜渣重量比对铜和钴溶解率的影响,并确定了最佳的焙烧条件.在500℃温度下和黄铁矿与铜渣重量比为3:1时焙烧1h后,钴的溶解率为87%,铜的溶解率为31%.根据本试验结果,推荐了处理这种铜渣的工艺流程.     

应用浮选-黄铁矿焙烧法从铜渣中回收有价金属

研究了从土耳其Kure地区堆存的老铜渣中回收铜和钻的工艺.所研究的铁橄榄石类型的堆存老铜渣含有1.24%Cu、0.53%Co和51.63%Fe.研究了两个不同回收有价金属的方法.第一个方法是铜渣与黄铁矿一起焙烧,然后浸出.第二个方法是铜渣先浮选回收铜.浮选尾矿与黄铁矿一起焙烧,焙砂浸出.试验结果表明,第二个方法适于处理这种类型的铜渣.在浮选阶段获得的铜精矿铜品位为11%,铜回收率为77%.浮选尾矿的钴回收率为93%.在焙烧试验中研究了焙烧时间、焙烧温度和黄铁矿与铜渣重量比对铜和钴溶解率的影响,并确定了最佳的焙烧条件.在500℃温度下和黄铁矿与铜渣重量比为3:1时焙烧1h后,钴的溶解率为87%,铜的溶解率为31%.根据本试验结果,推荐了处理这种铜渣的工艺流程.     

硫钴精矿直接还原试验研究

以攀枝花硫钴精矿为原料,研究了氧化焙烧对脱硫效果的影响,并对硫钴精矿焙砂的物相组成进行了分析。结果表明,经氧化焙烧后,磁黄铁矿的衍射峰逐渐消失,黄铁矿衍射峰的相对强度明显降低,产生了赤铁矿的衍射峰,说明氧化焙烧能有效脱除硫钴精矿中硫化物矿物中的硫。在此基础上,以煤粉作还原剂,聚乙烯醇为黏结剂,对焙砂进行了压力成型-直接还原试验,研究了还原温度、还原时间、矿煤质量比对焙砂含碳球团直接还原效果的影响。结果表明,当矿粉粒度在74μm以下占75%,黏结剂加入量0.6%,成型压力为6 MPa,水分含量12%,矿煤质量比100∶15,还原温度1 100℃,还原时间25 min时,焙砂含碳球团的直接还原效果较好,金属化率达72.80%。     

刚果(金)SICOMINES铜钴矿浮选-磁选工艺优化研究

刚果(金)SICOMINES铜钴矿属于高氧化率难选铜钴矿，使用浮选—磁选联合工艺处理该矿石，其磁选精矿品位低，产率较大，磁选精矿直接浸出经济效益差。为提高该铜钴矿磁选精矿铜钴选冶综合效益，对磁选精矿进行再磨再选处理，采用硫氢化钠作为硫化剂，黄药作为捕收剂，松醇油作为起泡剂，进行了磁选精矿再磨再选试验研究。在最佳条件下，可获得产率18.48%、铜品位3.84%、钴品位0.36%、铜回收率56.15%、钴回收率35.20%的精矿，且精矿铜浸出率可达到85.90%,钴的浸出率可达到73.23%,吨铜净酸耗为2.15 t/t铜，获得较好的经济效益。     

某钴铜精矿硫酸化焙烧试验研究

以吉林省某铜钴矿为原料, 经浮选得到混合精矿试料, 采用硫酸化焙烧-两段浸出工艺回收铜钴。重点探讨了焙烧助剂添加方式、用量、试料粒度对铜钴镍浸出率的影响。焙烧助剂采用6%硫酸钠, 以液体形式加入, 焙烧温度为610 ℃, 焙烧时间80 min, 一段室温水浸出, 浸出时间60 min, 二段10%硫酸浸出, 浸出温度80 ℃, 浸出时间60 min, 浸出固液比为1+4时, 钴浸出率86.42%, 铜浸出率98.26%, 镍浸出率60.01%。     

高硅锌精矿焙烧过程中硅的控制及热平衡计算

针对高硅锌精矿焙烧过程中焙砂可溶硅高、沸腾炉易结块、浸出固液分离困难等问题,论文以现场生产焙烧工艺参数为基础,研究了低温和高温焙烧对焙砂中可溶硅含量的影响,并基于MatCal软件对沸腾炉焙烧工艺进行热平衡计算。结果表明:在焙烧条件基本相同的情况下,随着硫化锌精矿焙烧温度的增加,焙砂中的可溶硅也增加。当焙砂中可溶硅高于3.18%会出现浓密机上清液跑混、低浸浓密底流矿浆过滤困难、净液中除杂钴偏高等问题。经MatCal模拟计算后,理论消耗空气50361.328Nm3/h,低温焙烧的平均风量47102.8m3/h,高温焙烧平均风量48005.7m3/h,实际的焙烧中平均风量偏低,需要增加沸腾炉的风料比。     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

焙烧-浸出-磁选回收铜渣中的铁

以煤粉作还原剂, 采用焙烧-浸出-磁选工艺对某铜渣中的铁进行了回收实验研究。探讨了焙烧温度、焙烧时间、煤粉用量、碳酸钠用量等因素对铁回收的影响, 最佳工艺条件为: 焙烧温度800 ℃, 焙烧时间60 min, 煤粉用量1%, 碳酸钠用量10%, 在此条件下获得的焙砂经进一步稀酸浸出和磁选, 可获得铁品位62.53%、铁回收率70.82%的铁精矿。     

选择性还原法分离高炉粉尘中锌和铁的研究

采用兰炭作还原剂,对高炉粉尘进行还原焙烧,再对焙砂进行磁选,然后浸出磁选尾矿中的锌,实现锌、铁分离。在热力学计算的基础上,研究了焙烧条件对锌、铁浸出率的影响,结果表明:加碳焙烧可使高炉粉尘中的铁酸锌选择性还原为磁性氧化铁和氧化锌,较优的焙烧工艺参数为:焙烧温度800 ℃,焙烧时间2 h,配炭量50%。磁选可分离出焙砂中的磁性氧化铁。采用1 mol/L的硫酸在室温下浸出磁选尾矿1 h,锌、铁浸出率分别为75.39%和27.46%。     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

某低品位高磷赤铁矿磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺研究

采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm²/g提高到1 865 cm²/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。     

降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

锡精矿沸腾焙烧工艺研究

锡精矿焙烧脱硫、砷等杂质，世界上普遍采用多膛炉和回转窑。本文研究锡精矿沸腾焙烧工艺和炉型结构，进行了比较系统的试验室试验和５ｍ２沸腾炉焙烧工业试验，解决了在一台沸腾炉内脱硫、脱砷要求的不同气氛和锡精矿因粒度细、粒级宽给沸腾焙烧带来的困难。研究结果（平均值）：脱硫效率９４．８４％，脱砷效率８５．４７％，炉床能力１１．９２ｔ／ｍ２·ｄ，锡在焙砂中的直收率９９．２８％，煤耗３．５％。技术经济指标处于世界先进水平。研究成果已应用于大型炼锡厂的建设和生产。