富铁菌液浸出硫化铜精矿中砷的实验初探

以含砷2.5%的硫化铜精矿为原料，采用含Fe浓度较高的细菌驯化后液为浸出剂浸出矿中的As、Cu元素，研究了浸出过程中浸出剂pH值、精矿粒度、初始Fe3+浓度、液固比、温度、时间、细菌生长情况等因素对浸出率的影响. 结果表明，精矿粒度范围50~75 mm、浸出剂的初始Fe3+浓度5.0~30.0 g/L、液固比20:1~30:1、浸出时间10 d左右、体系初始pH值1.5左右、温度30℃时，浸出效果较好，As与Cu2+的最高浸出率分别达到52.16%和30%；通过含菌和纯化学氧化的对比浸出实验，发现细菌的存在改善了浸出效果，提高了浸出率.     

微波活化锌渣-闪锌矿混合体系浸出研究

为扩大锌工业可供矿物来源,文中开发了一种微波活化强化锌中浸渣-高铁闪锌矿混合体系协同浸出的新工艺。通过考察硫酸浓度、浸出温度、矿物粒度、搅拌速度和矿渣比单因素的影响,微波预处理样品形貌,及浸出过程渣相组分,确定了浸出反应过程及动力学。结果表明:微波加热活化预处理对于后续浸出处理更为有利;在硫酸体系中,含锌物相的浸出顺序为:Zn_2SiO_4-ZnS-ZnFe_2O_4;在混合体系浸出中,锌的浸出过程遵循"收缩核模型",反应前期,锌的浸出速率受界面化学反应控制,表观活化能为53.94 kJ/mol,浸出后期,浸出渣中单质硫含量的增加,其会在矿物颗粒的表面形成致密包覆,从而使得锌的浸出速率受扩散控制。     

低品位碱预处理红土镍矿加压浸出过程

研究了低品位碱预处理红土镍矿在混合酸介质中的加压浸出过程.褐铁型红土镍矿经碱预处理改性后,铁主要以非晶态铁氧化物形态存在,而镍主要以氧化镍形态吸附于非晶态铁氧化物表面.由实验确定的改性红土镍矿加压浸出优化工艺条件为:浸出温度458K、保温时间60min、浸出体系初始酸度2.44mol/L、液固比2mL/g、搅拌转速500r/min.上述工艺具有良好的稳定性,镍与钴浸出率分别保持在95%和80%左右,浸出渣含镍和钴分别低至约0.028%和0.007%,而杂质铁浸出率低至1%左右,有价金属镍、钴与杂质铁分离性能良好.经加压浸出,改性红土镍矿中的铁最终以赤铁矿形式水解沉淀入渣,且浸出渣含铁矿物中几乎不含镍,浸出渣中的铁可进一步回收利用.     

红土镍矿硝酸加压浸出工艺

采用硝酸介质加压浸出处理红土镍矿,考察了初始硝酸浓度、浸出温度、保温时间和液固比对有价组分浸出率的影响,确定了该工艺的可行性。得到优化工艺条件为初始硝酸浓度330 kg/t,浸出温度190℃,保温时间60 min,液固比1.5:1~1.7:1 mL/g。最优工艺条件下,镍、钴的浸出率均大于85%,镁浸出率为80%,铝的浸出率大于60%,铁的浸出率低于1%,产出了含铁55%的富铁渣。对浸出液采用氧化镁梯级沉淀的方法,控制温度85℃、pH?3.0,可除掉95%的铁;控制pH=4.0~4.3,可除掉99%以上的铝,原矿中约90%以上的钪随铝进入渣相,得到含钪近1000 g/t的铝钪富集物;调节pH=7.5~8.0,溶液中的镍钴沉淀完全,得到含镍24.8%和含钴2.3%的氢氧化镍钴渣,实现了镍、钴与铁、铝高效分离和富集。梯级沉淀后的硝酸镁溶液蒸发结晶,在500℃下煅烧,得到轻质氧化镁;回收热分解产生的氮氧化物气体再生硝酸,常压下再生率达92%以上,实现了红土镍矿中有价组分的高效分离和浸出介质的循环利用。     

硫化铜矿超声波预处理提高细菌浸铜浸出率

用氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)炭1#菌株,通过摇瓶实验探索了超声波强化对白乃庙硫化铜矿生物浸铜的影响,并通过正交实验选择适宜的工艺条件. 结果表明：超声波对铜浸出率的提高有一定作用,增加超声波处理时间对粒度较大的矿样作用明显.     

微波焙烧预处理难浸金矿物

采用微波焙烧法对难浸金矿进行了预处理,并对金的赋存状态、物相及焙砂的微观组织进行了分析.结果表明,金以微粒金和次显微金存在,赋存状态为以硫化物包裹金和石英包裹金为主,需进行预处理打开硫化物包裹金,才能有效提高金浸出率.微波焙烧预处理,焙烧时间为15 min、温度为480℃时,氰化浸出率为92.03%;常规焙烧预处理,焙烧时间为35 min、温度770℃时,氰化浸出率为86.63%.经微波焙烧预处理后的焙砂,矿物界面变得疏松,颗粒表面产生了大量的孔隙,有利于矿物内的金与浸出剂接触,提高金的氰化浸出率;采用常规焙烧预处理后的焙砂,颗粒表面形貌没有明显的变化.     

活性炭辅助微波协同活化煤矸石过程

选择颗粒活性炭作为微波场中煤矸石活化的传热介质,将70日活性炭与10.00 g 200日煤矸粉以2.0∶1的质量配比充分混合后在800W微波功率下活化20 min,铝铁浸出率可达750℃焙烧2h方法的1.714倍.在680W功率下,活性炭的微波附着速率常数kα为0.334 min-1,微波脱附速率常数k'α为0.050 min-1,煤研粉的微波附着速率常数kb为0.262 min-1.在528,680和800 W三个功率水平下,升温动力学模型的计算值与实验值吻合很好,且各动力学参数与颗粒活性炭及煤矸粉的粒径均无关.在以上三种功率下,活性炭经两次循环后活性炭极限温升△TAmax比新炭分别提高33,16和7K,表明该过程为协同活化.得铝铁相对浸出率α与煤矸粉温升△TB成正比,比例系数为1.246×10-3K-1,得到了以α为目标的动力学方程.     

含铟氧化锌烟尘加压硫酸浸出工艺优化

对含铟氧化锌烟尘加压浸出进行正交实验及单因素实验,考察各因素对浸出的影响. 结果表明,各因素对铟浸出率的影响显著程度为初始硫酸浓度>液固比>压力>温度>时间,对锌浸出率为初始硫酸浓度>液固比>温度>时间>压力. 优化工艺条件为温度140℃,釜内压力0.6 MPa,时间90 min,液固比8 mL/g,初始硫酸浓度160 g/L,搅拌速率500 r/min. 该条件下锌和铟浸出率分别达99%和91%以上,锌与铟可同时高效浸出,浸出液残酸低,工艺稳定性好     

褐铁型高锰红土矿微波预处理-酸浸提取镍钴

以褐铁型高锰红土矿为研究对象,采用微波预处理-酸浸工艺提取Ni、Co。对矿样物相组成及Ni、Co、Fe、Mn等主要元素赋存状态进行X射线衍射（XRD）和电子探针（EPMA）表征,研究常压条件下硫酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对微波预处理矿样中Ni、Co浸出效果的影响。结果表明：矿样中镍钴品位较高但物相结构复杂,Ni主要与Mn以NiMn₃O₇?3H₂O形式赋存,Co伴生于针铁矿和碱式氧化锰中;在最优浸出条件下,即硫酸浓度300g/L、浸出时间5h、浸出温度90℃、液固比6∶1（以mL/g计）、搅拌速度280r/min,Ni、Co浸出率分别达到95.4%和97.1%,与相同浸出条件下未经微波处理的矿样相比,Ni、Co浸出率分别提高了69.4%和70.1%,实现镍钴的高效浸出;对比微波处理前后矿样XRD图谱,发现微波作用下矿物中Ni、Fe、Mn等物相结构出现明显转变,利于Ni、Co酸浸反应。     

硫化镍精矿超声波辅助氧化浸出特性(英文)

The feasibility of oxidation leaching process of nickel from nickel sulfide ore and the form of different components in the lixivium has been studied at first. The method of leaching nickel sulfide concentration directly by oxidants with existence of ultrasonic has been advanced. The process of leaching nickel from nickel sulfide concentration by using the system of persulfate and silver has been determined. The influence of different factors on the leaching rates of nickel, such as with and without ultrasonic, the concentration of Na2S2O8, liquid-solid ratio and the concentration of AgNO3 have been explored. The results show that: (1) in the oxidative leaching system, nickel can be leached completely as Ni2+ or NiSO4(aq.)from nickel sulfide concentration in theory; (2) the nicopyrite can not exist steadily in the persulfate acid leaching system, but Ni2+can. Meanwhile, sulfur may be existed steadily in the leaching process; (3) nicopyrite with much lower electrostatic potential may be leached earlier than chalcopyrite and sideropyrite; and (4) the overall reaction rate of the leaching process can be enhanced with ultrasonic radiation, but it does not change the mecha-nism of leaching. The more oxidant concentration or higher liquid-solid ratio is, the higher leaching percentage of nickel. The leach-ing percentage of nickel can be increased significantly by adding a small amount of AgNO3 during the leaching processes. Under the same conditions, the higher concentration of AgNO3 is, the higher leaching yields of nickel will be obtained.     

银铟在复杂硫化锌精矿加压酸浸中的行为

实验研究了银铟在复杂硫化锌精矿加压酸浸过程中的行为,考察了浸出温度、浸出时间、硫酸浓度、氧压、精矿粒度及液固比对铟浸出率和银入渣率的影响,分析了铟在浸出初期的动力学. 结果表明,在浸出温度150℃、浸出时间90 min、硫酸浓度152 g/L、氧分压1.2 MPa、精矿粒度<45 mm及液固比5 mL/g的条件下,铟浸出率达76%以上,银入渣率达98%以上. In的初期浸出符合核收缩模型,受界面化学反应控制,表观活化能为70.67 kJ/mol.     

闪锌矿常压富氧浸出

研究了反应釜中闪锌矿精矿常压富氧浸出过程,得出了最佳浸出条件：精矿粒度<44 mm的大于92%,浸出温度373 K,转速800 r/min,浸出液固比5 mL/g, [Zn]始=0.76 mol/L,酸锌摩尔比H2SO4/Zn=1.27,氧分压pO2=0.3 MPa,浸出时间5 h. 在此条件下,锌的浸出率大于95%. 对锌精矿和浸出渣的工艺矿物学研究结果表明,闪锌矿等主要矿物的浸出过程以生成H2S的反应为主,H2S再被氧化成元素硫,从而实现矿物的浸出.     

三氯化铁溶液浸取锌精矿的动力学模型

三氯化铁溶液浸取锌精矿提取锌是一个液固相非催化反应过程。在温度５５℃～９５℃，初始矿粒半径３００μｍ～５５μｍ，ＦｅＣｌ_３溶液浓度０．４～１．０ｍｏｌ／ｌ范围内进行了浸取实验。在拟定态条件下，建立了三氯化铁在产物层的扩散与收缩未反应芯表面反应的动力学模型，运用改进高斯－牛顿法求得模型参数。     

硼精矿加压碱解制备水合偏硼酸钠

采用NaOH-H2O体系加压溶出硼精矿制备水合偏硼酸钠．正交实验结果表明,影响硼溶出的因素顺序为,碱浓度>时间>液固比>温度. 考察了初始NaOH溶液浓度、液固比、反应时间、反应温度、矿石粒度和搅拌速度对硼溶出的影响,最优条件[初始NaOH浓度25%(w)、液固比4:1(w)、反应时间2 h、反应温度140℃、搅拌速度500 r/min、高压釜表压0.2 MPa]下,硼转化率达95.91%. 湿硼泥经三级逆流浆化洗涤(各级洗涤温度90℃、洗水与湿硼泥质量比3:1、时间1 h)可实现Na2O和B2O3的高效回收,烘干的终硼泥Na2O和B2O3含量分别为0.35%和0.45%(w),含42.91%(w) MgO的终硼泥可作为提镁的优质原料. 溶出液添加CaO苛化并高温放置陈化脱色除杂,再降温至25~30℃,恒温结晶6 h后抽滤,结晶率大于70%,晶体用无水乙醇、饱和偏硼酸钠溶液洗涤,40℃烘干12 h,物相为NaB(OH)4,纯度约为90%.     

氧气酸浸法处理硫化铜矿制取海绵铜

采用氧气湿法酸浸技术对内蒙霍格旗低品位难选硫化铜矿进行了浸铜试验,以纯氧作氧化剂,氯离子为催化剂,在密闭条件下,硫酸浸出Cu^2＋,经铁屑还原制备出海绵铜。考察了矿石粒度、酸用量、固液比、温度、三氯化用铁量对铜浸出率的影响,确定了最佳浸出工艺条件,在最佳浸出工艺条件下,铜的浸出率达到98％;浸出液除杂后,采用还原铁粉置换,考察了置换时间、pH、温度和还原铁粉用量对铜单质生成的影响,在最佳置换工艺条件下,制备出的海绵铜含量为80．1％。工艺采用闭路循环,可充分利用资源,反应时间缩短,反应温度降低,且克服了火法炼铜中二氧化硫对环境的污染,为硫化铜矿的湿法冶炼开辟了一条新途径。     

Determination of the Optimum Conditions for Copper Leaching from Chalcopyrite Concentrate Ore Using Taguchi Method

The optimum conditions for the extraction of copper from chalcopyrite concentrate into SO₂-saturated water were evaluated using the Taguchi optimization method. High level copper recovery was obtained in an environmentally friendly process that avoids sulfur dioxide emission into the atmosphere because SO₂ forming in the roasting is used in the dissolution. Experimental parameters and their ranges were chosen as follows: reaction temperature, 293–333 K; solid-to-liquid ratio, 0.025–0.15 g/mL; roasting time, 30–90 min; roasting temperature, 773–973 K; stirring speed, 400–800 rpm; and reaction time, 10–60 min. The particle size and gas flow rate were 63 µm and 10 cm³/min, respectively. The optimum conditions of the dissolution process were determined to be reaction temperature of 318 K, a solid-to-liquid ratio of 0.025 g mL^?1, a roasting time of 75 min, a roasting temperature of 773 K, a stirring speed of 400 rpm, and a reaction time of 30 min. Under optimum conditions, dissolution yield of copper was 91%.     

谈谈两段焙烧法预处理高硫砷难浸金精矿

简述焙烧氧化法用于难处理金矿的优越性及其在国内外的应用概况,指出应用两段焙烧法处理含砷硫金矿是必要的。阐述两段焙烧法的基本原理,工艺流程,并介绍进料、焙烧、烟气净化处理等主要作业的实际控制和操作方法,列举出国内外三厂的生产实例。介绍目前我国应用两段焙烧法存在的问题及改进措施。