含砷混合硫化铜精矿降砷与铜锡分离的研究

本文介绍了从含砷低锡铜精矿中降砷收锡的冶金处理方法。工艺流程包括氧化焙烧除砷和二段浸出。从理论和试验两方面论述了精矿焙烧与浸出等操作过程。此法的主要特点是用“硫酸+氯化钠”代替盐酸作为浸出剂。通过对瑶岗仙钨矿综合回收厂所生产的低品位多金属硫化精矿所进行的试验结果表明,该法可以实现以黄铜矿、黝锡矿为主要矿物的铜精矿中砷的去除和铜锡分离。     

铜锌多金属复杂硫化矿焙烧矿的浸出试验研究

本文介绍了铜锌多金属复杂硫化矿焙烧矿的硫酸浸出试验情况,试验不仅考查了浸出酸度对铜锌浸出率的影响,而且还考查了浸出酸度对铁和砷浸出的影响。     

循环流态化焙烧技术处理低硫精矿

采用循环流态化焙烧技术预处理低硫金精矿与低硫铜精矿,再进行氰化提金或酸浸提铜。结果表明,对含铜含砷低硫金精矿,铜的浸出率达89%,金的浸出率达93%,对低硫铜精矿,焙烧温度为580~630℃,铜的酸浸出率能达98%以上,焙砂固硫率达80%以上。     

提高含砷金精矿二段焙烧-氰化工艺金浸出率的试验研究

在试验研究基础上,提出了一种提高含砷金精矿二段焙烧-氰化浸出工艺金浸出率方法.试验结果表明,含砷金精矿经一段焙烧(450～500℃)除砷后,加入一定量的添加剂SR,再进行二段焙烧(630～650℃),然后经稀硫酸除铜后进行氰化浸出,可使金的氰化浸出率提高4.65%.该方法可获得较好的经济效益和社会效益.     

镇沅金精矿选择性固砷焙烧—氰化浸出新工艺研究

对云南镇沅金矿的难当金精矿进行了选择性固砷焙烧－氰化浸出的试验研究，取得了满意结果。砷固定率大于９２％，硫挥发率为７８％－８４％，金浸出率可达９１％－９３％。选择性固砷焙烧－氰化浸出新工艺可有效消除砷害，综合利用有价成分硫，特别适宜于含砷高硫，同时含碳等杂质的细粒浸染型难浸金矿石的处理，在我国有较大的发展前景。     

某含砷金精矿加氯化剂氧化焙烧探索试验

对某含砷金精矿加入氯化剂进行氧化焙烧与单一氧化焙烧进行了比较试验,试验结果表明,加氯化剂焙烧能较大幅度提高焙砂的金氰化浸出率,可提高9.27%~11.61%。     

高砷高硫金精矿固化焙烧-氰化浸出试验研究

介绍了高砷高硫金精矿矿物成分、固化焙烧-氰化浸出工艺条件，探讨了焙砂氰化浸出的机理。试验结果表明，金精矿经固化焙烧，焙砂氰化浸出时加入适量混合氧化剂(H2O2 KMnO4)和助浸剂G能显著提高金的浸出率，金浸出率为88．4％，砷、硫固化率均为90％。     

钴硫精矿的硫酸化焙烧浸出研究

针对含钴高、含硫低且有相当数量铜的钴硫精矿进行焙烧-浸出,考察了焙烧温度、焙烧时间、添加剂用量、浸出时间、浸出温度及液固比等对铜和钴浸出率的影响。结果表明,钴硫精矿混合均匀后以2.7℃/min升温至620℃,焙烧3h,焙砂在80℃、用30g/L硫酸33%矿浆浓度浸出2h,钴、铜的浸出率分别为91%、90%。     

高硫含砷金精矿加碱焙烧－氰化浸出工艺的研究

本文对某高硫含砷金精矿进行了加碱焙烧－氰化浸出工艺的试验研究，取得了满意的结果。硫、砷固定率分别大于９３％和９６％，金氰化浸出率大于９５％。与传统氧化焙烧－氰化浸出工艺相比，金浸出率基本相同。该工艺环境污染小，设备简单，投资小，易操作，具有发展前景。     

高硫含砷金精矿加碱焙烧—氰化浸出工艺的研究

本文对某高硫含砷金精矿进行了加碱焙烧－氰化浸出工艺的试验研究，取得了满意的结果。硫、砷固定率分别大于９３％和９６％，金氰化浸出率大于９５％。与传统氧化焙烧－氰化浸出工艺相比，金浸出率基本相同。该工艺环境污染小，设备简单，投资小，易操作，具有发展。     

铜钴精矿焙烧浸出试验研究

采用浮选、硫酸化焙烧、酸浸、萃取电积、除铁沉钴流程从刚果(金)铜钴精矿中回收铜钴。结果表明,最佳焙烧条件为:粒度-0.074mm占90.77%,添加7.5%的Na2SO4在700℃焙烧30min。焙砂进行两段浸出,铜钴的浸出率分别达到97.61%和95.92%。     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件.结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57％,酸浸铜浸出率66.45％、硫浸出率88.28％、砷浸出率50.70％,氰化浸出金...     

锌焙砂的选择性还原焙烧硫酸浸出工艺研究

研究了选择性还原焙烧-硫酸浸出两段工艺处理高铁锌焙砂的方法.首先在CO还原气氛下将锌焙砂中的铁酸锌选择性转化为氧化锌和磁铁矿,然后采用硫酸浸出使可溶锌溶出而铁存留于渣中,实现铁锌有效分离.主要考察了还原焙烧以及硫酸浸出的工艺条件对铁锌分离效果的影响,并采用化学分析法及XRD、SEM-EDS的检测手段对焙烧样品进行分析.以可溶性锌和亚铁的含量作为焙烧评价指标,得出最佳焙烧条件为:焙烧温度750℃,焙烧时间60 min,CO浓度8%,CO/(CO+CO2)气氛比例20%,此条件下可溶锌率由原焙砂中的79.64%提高到91.75%;以铁锌浸出率为考察指标,得出最佳浸出条件为∶常温浸出,浸出时间30 min,浸出酸度90 g/L,液固比10∶1,此条件下锌铁浸出率分别为91.8%和7.17%.     

浸出条件对稀土和铁浸出率的影响试验

以稀土精矿浓硫酸焙烧工艺中焙烧矿水浸过程为对象,研究了焙烧矿浸出温度、浸出时间、焙烧矿粒度等条件对稀土、铁浸出率的影响,并对水浸渣中稀土赋存状态进行了研究。研究表明,浸出温度和焙烧矿粒度对稀土、铁的浸出速率有较大影响,但对其浸出率没有影响,延长浸出时间,焙烧矿中的可溶性稀土、铁均可被浸出。水浸渣中的稀土主要以磷酸盐和氟氧化稀土形式存在,铁主要以磷酸铁形式存在,并含有少量硫化铁。     

含砷铜物料中砷、铜分离试验研究

采用焙烧-水浸联合工艺路线处理复杂含砷铜物料,试验结果表明,在加碱焙烧温度550℃,碱系数1.5倍,时间1.0h;焙烧渣水浸液固比5∶1,温度60~65℃,时间1.0h的条件下,99%砷可与铜分离,从而富集得到含铜76%的高含铜原料,可直接并入铜冶炼系统。     

Studies on Processing of an Alnico Scrap

This paper presents the results of research and development work on processing of alnico scrap, a secondary resource of nickel and cobalt, generated during the manufacturing of alnico magnets. The scrap contains 8–10% nickel, 10–12% cobalt, 32–50% of iron, 8–10% aluminium, 2% copper and remaining silica. Various processes such as acid leaching, aqueous chlorine leaching, salt roasting and cupric chloride leaching were studied in detail. Of these cupric chloride leaching was found to be most effective with respect to recovery and purity. It has been possible to obtain pure nickel and cobalt salts by cupric chloride leaching of the scrap, solvent extraction and precipitation of the salts. The overall recovery by the above process was almost 99%.     

Studies on Processing of an Alnico Scrap

Abstract

This paper presents the results of research and development work on processing of alnico scrap, a secondary resource of nickel and cobalt, generated during the manufacturing of alnico magnets. The scrap contains 8-10% nickel, 10-12% cobalt, 32-50% of iron, 8-10% aluminium, 2% copper and remaining silica. Various processes such as acid leaching, aqueous chlorine leaching, salt roasting and cupric chloride leaching were studied in detail. Of these cupric chloride leaching was found to be most effective with respect to recovery and purity. It has been possible to obtain pure nickel and cobalt salts by cupric chloride leaching of the scrap, solvent extraction and precipitation of the salts. The overall recovery by the above process was almost 99%.     

低品位氧化锌矿石铁还原度对硫酸浸出锌的影响

研究了低品位氧化锌矿石的微波还原焙烧—硫酸浸出锌,考察了微波功率、活性炭粉加入量和微波加热时间对矿石中铁还原度及铁还原度对锌、铁浸出率的影响。结果表明:低品位氧化锌矿中铁的还原度随微波功率、活性炭粉加入量和加热时间的增大而增大,锌浸出率随铁还原度的增大而升高;铁还原度控制在60%以下,用质量浓度为80g/L的硫酸溶液浸出,锌浸出率为85.36%,铁浸出率为33.75%。     

高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的顺序脱除

针对高含镍铜阳极泥,采用直接添加氢氧化钠焙烧-碱浸-酸浸流程进行Se、Te、Cu的脱除试验研究,并对过程的反应机理进行了分析。研究发现,加碱氧化焙烧过程中硒化物和碲化物中的Cu变成Cu O和Cu3Te O6;Se、Te分别转变成在碱性溶液中易溶的Na2Se O3和不溶的Ag2Te O3、Cu3Te O6,为Se、Te、Cu的选择性脱除奠定了基础。试验结果表明,最佳焙烧-碱浸的条件为:Na OH剂量为阳极泥的10%,焙烧时间1.5h,焙烧温度500℃。碱浸时间1.0h、Na OH浓度20g/L、碱浸温度80℃、液固比5∶1。在此条件下Se的浸出率为95.50%,碱浸渣中Se的含量从3.93%下降到0.23%。碱浸渣酸浸除铜碲的最佳条件为:H2SO4浓度为90g/L、酸浸温度70℃、酸浸时间1.0h、液固比20∶1;在此条件下,Cu、Te的脱除率分别为96.18%、98.48%。     

从高硫多金属金精矿中提取金银铜试验研究

采用焙烧—酸浸—氰化工艺从高硫多金属金精矿中提取金、银、铜。其试验结果表明:在最佳条件下,金、银、铜的平均浸出率分别可达到96.56%、79.12%、91.33%。通过对比金精矿、焙砂、氰化渣中金、银的化学物相可知,硅酸盐包裹金、银不易被氰化浸出,而加入复合添加剂焙烧,硅酸盐包裹的金、银品位大幅度下降,由直接焙烧的2.05 g/t、163.35 g/t分别降到0.81 g/t、25.24 g/t。