钴白合金浸出工艺研究

在H2SO4-HCl体系中,以空气作为氧化剂,经两段浸Co,一段浸Cu处理钴白合金的工艺是完全可行的。在优化条件下,铜、钴、铁的浸出率分别为Cu 93.62%,Co 94.75%,Fe 66.3%。     

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。     

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。     

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%。     

刚果(金)某低品位氧化铜钴矿强化还原浸出试验研究北大核心

采用亚硫酸钠强化还原浸出技术浸出非洲刚果(金)某含Cu 0.98%、Co 0.07%的低品位氧化铜钴矿,重点研究了常规硫酸浸出体系下工艺参数条件对浸出的影响。结果表明,在初始硫酸浓度2 mol/L、液固比2∶1、-0.074 mm占68.27%、加入4%的还原剂、总浸出时间6 h、浸出温度80℃的强化条件下,Cu浸出率可达96.50%,Co浸出率为85.21%,酸耗305.09 kg/(t原矿)。还原浸渣中剩余钴主要赋存于硫铜钴矿及褐铁矿,而水钴矿、铜钴硬锰矿中的钴基本被浸出。     

刚果(金)复杂铜钴合金两段浸出工艺研究

采用一段直接酸浸出-二段氧化酸浸工艺从复杂铜钴合金中浸出钴、铜、铁,考察了浸出工艺条件对铜、钴、铁浸出率的影响。结果表明,一段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度85 ℃,硫酸初始浓度1.8 mol/L,搅拌转速 300 r/min,浸出时间2 h;二段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度90 ℃,硫酸初始浓度4.0 mol/L,搅拌转速350 r/min,氯酸钠用量20%,浸出时间6 h。在此条件下,钴、铜、铁的总浸出率达96.99%、99.56%和98.16%。     

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。     

基于经济性分析的铜钴氧化矿浸出条件优化

针对铜钴矿浸出过程，单一强化控制参数，虽然可以提升铜、钴浸出率，但是也会相应造成浸出液游离酸偏高、杂质的超量溶出及辅料消耗增加等问题，经济效益并非最佳。针对某低品位氧化铜钴矿硫酸体系铜、钴浸出过程，考察了矿石粒度、浸出酸量、SO₂用量、液固比、浸出时间等对有价金属Cu、Co及杂质Fe、Mn、Si浸出的影响规律。在对单因素强化浸出措施进行经济效益分析的基础上，最终确定了适宜的工艺参数条件：磨矿时间5 min、终点pH值在1.5左右、吨矿SO₂用量6.37 kg、液固比3∶1 (mL/g)、浸出时间5 h。在该条件下，Cu、Co的浸出率分别为93.67%和75.90%,Mn的浸出率约为87.00%,Fe和Si的浸出率分别为2.66%和0.24%。     

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...     

刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t_矿、亚硫酸钠用量20 kg/t_矿、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。     

Selective reductive leaching of oxidised cobalt containing residue

Nickel was selectively leached from an industrial nickel-cobalt Mixed Hydroxide Precipitate (MHP) under mildly acidic, strongly oxidizing conditions. The resulting cobalt rich residues contained 14-21 wt.% Ni, 3-7 wt.% Co and 3-9 wt.% Mn. The selective extraction of nickel and cobalt from these residues was studied using weak acid and weak acid-reductive leaching. Without the reducing agent, nickel preferentially leached. The controlled addition of a reducing agent increased the extent of nickel leaching and solubilised a portion of the cobalt while manganese remained stable in the solid phase. The extent of copper, iron and aluminium leaching was controlled by pH adjustment.     

Recovery of copper,nickel and cobalt from acidic pressure leaching solutions of low-grade sulfide flotation concentrates

Recovery of copper, nickel and cobalt from the acidic pressure leaching solutions of Jinbaoshan (YN Province, PRC) low-grade sulfide flotation concentrates was investigated. The proposed technique includes four major steps: (1) the acidity adjustment of the acidic pressure leaching solutions; (2) solvent extraction (SX) separation of copper by organic reagent XD5640, and then stripped from the loaded organic phase by H₂SO₄ solution for copper recovery; then (3) iron in raffinates after copper extracting is selectively removed by high-temperature hydrolysis precipitation in an autoclave; and lastly (4) nickel and cobalt are selectively precipitated by Na₂S from the final solutions after removing iron. The experimental results for treating 1 L acidic leaching solutions per batch by this new technique were reported, and some evaluation and further comparisons with previous investigations were also carried out. It was reported that the total percent recovery of Cu could reach 95% or more, and that of Ni and Co were all more than 99%. In the processing, the percent removal of impurities, such as Fe, Mg and Ca, were all also near to 99%.     

非洲某氧化铜矿石浸出试验

非洲某选厂铜矿石以氧化矿为主,铜品位为1.53%、钴品位为0.024%。现场采用浸出工艺回收其中的铜钴资源,随着生产的进行,矿石铜品位逐渐降低,采用原工艺生产,成本较高并且生产指标不稳定。为此,对进入浸出体系的氧化铜矿石重新进行了搅拌浸出试验研究。研究表明：最佳浸出条件为浸出温度65 ℃、矿浆浓度30%、浸出时间3 h、搅拌速度500 r/min,萃余液返回利用,补加酸量为20.24 kg/t,获得了铜浸出率为78.65%、钴浸出率为45.25%的指标。较原现场工艺流程,铜、钴浸出率分别提高了3.65和2.25个百分点。试验结果可以为现场生产提供重要的技术支持。     

某铜钴矿选矿工艺研究

某铜钴矿铜品位0.85%,钴品位0.10%。铜主要以独立的铜矿物形式存在,绝大部分赋存在黄铜矿中;钴主要赋存于毒砂中。根据矿石性质,通过铜快速浮选-铜钴混合浮选再分离的工艺流程,先获得部分易浮铜精矿,再通过铜钴分离作业获得其余的铜精矿及富钴硫精矿。闭路流程可获得铜品位23.29%、铜回收率84.82%的铜精矿,以及钴品位2.63%、钴回收率63.07%的富钴硫精矿。     

大宝山废矿堆铜矿细菌浸出铜的研究

对大宝山野生细菌进行了调查 ,并对废矿堆铜矿石进行了多元素及化学物相分析 ,应用驯化的菌株对矿样进行浸出铜的试验研究 ,研究表明 ,在不加催化剂的情况下 ,A矿样浸出 2 5d,铜浸出率达 2 5% ,B矿样浸出 1 0 d,铜浸出率达 79%。对浸出过程的机理研究证实了细菌对铜矿物的氧化分解作用。     

Hydrometallurgical recovery of copper and cobalt from reduction-roasted copper converter slag

The paper is concerned with a simple hydrometallurgical method for selective recovery of copper and cobalt from industrial copper converter slag. The following consecutive stages are proposed: roasting of the slag in reduction conditions to produce Cu–Co–Fe–Pb alloy, electrolytic dissolution of the alloy in an ammonia–ammonium chloride solution, ammoniacal leaching of the slime, selective copper and cobalt electrowinning. Cu27–Co6–Fe64–Pb1.5 alloy was a five-phase system and did not dissolve uniformly during electrolysis. This resulted in the separation of the metals, wherein iron remained in the slime, while copper and cobalt were components of slime, electrolyte and cathodic deposit. A mechanism of the alloy dissolution was developed. A series of secondary processes took place in the system: precipitation of iron compounds, copper cementation with cobalt and iron; adsorption of copper and cobalt ions on the iron precipitates. Final products were metals of high purity (99.9% Cu, 92% Co).     

钴白合金湿法冶金工艺研究

本文研究了钴白合金湿法冶炼工艺流程，详细进行了氯气浸出－电溶脱铜－ＴＢＰ萃取除铁试验研究。试验条件下，钴、铜、铁浸出率均达到９９％，且分离效果良好。文章给出了钴白合金冶炼原则工艺流程。     

锌精矿氧压浸出过程伴生硫铁矿的转化行为

以硫铁矿为研究对象,研究浸出过程初始硫酸浓度、温度、氧分压、矿物粒度、反应时间对硫铁矿氧压浸出行为的影响。结果表明：硫铁矿氧压浸出过程反应初期为耗酸反应,硫酸的消耗速率大于硫酸的生成速率,反应后期主要是元素硫氧化转化生成硫酸;反应初期浸出液中的铁主要为二价铁离子,反应后期发生铁离子的氧化,且在高温酸性溶液中,三价铁离子可水解沉淀为赤铁矿和铁钒;硫铁矿中的硫元素在氧压浸出过程大部分转化为硫酸并以硫酸根的形式存在溶液中,而少部分以单质硫形式存在于浸出渣中,附着于浸出渣表面,形成包裹层。     

预先分级联合选别提高某低品位铜矿金属回收率试验

某大型低品位金铜矿山较高品位铜矿石选用浮选工艺进行富集,低品位铜矿石则利用生物堆浸工艺生产阴极铜,该矿山生物堆场随着堆高的增加,酸铁不断浸出、铜浸出率下降。针对该生物堆浸低品位铜矿石,采用预先分级、选冶联合工艺,并对原有堆浸工艺进行优化,2 mm筛上产品柱浸试验浸出率为75.22%,比原工艺流程浸出率提高了5.08个百分点,铁累积浸出率同比下降了2.75个百分点。-2 mm产品通过浮选工艺最终可获得含铜20.20%、回收率87.21%,伴生金品位3.6 g/t、金回收率58.74%,伴生银品位83.7 g/t、银回收率为68.28%的铜精矿,以及含硫47.12%,回收率33.00%的硫精矿。预先分级、选冶联合工艺铜综合回收率为79.55%,较原生物浸出工艺铜浸出率69.14%提高10.41个百分点,并伴生回收贵金属金、银及副产品硫精矿,使用该工艺可增加利润约1.16亿元。工艺改造后不仅可提高资源利用率,产生较大的经济效益,还可降低酸铁的浸出,大大降低环保处理成本。