从难处理贵金属酸泥中分离回收硒和碲

提出从贵金属酸泥中分离硒和碲的工艺。采用碱浸出时碲的浸出率能够达到77.7%,硒的浸出率为38.78%;中和过程中中和渣含碲72.88%,碲的沉淀率达到98%,硒的浸出率仅为4.3%,还原过程中还原效率达到99%以上,产出粗硒含硒81.55%。     

含碲物料碱浸提取碲的试验探索

为探索铜阳极泥流程短、操作简便、损耗低、回收率高的碲回收工艺,本文对其处理过程中的四种含碲物料进行了直接或间接的碱浸试验,并对最终较优碱浸工艺的产物进行了除杂试验,得到如下结论:对蒸硒渣进行直接或间接碱浸试验,碲的浸出率为1.26%,蒸硒渣中正四价碲含量很低;对沉金后液中和渣进行碱浸试验,碲的浸出率为1.2%,沉金后液中的碲主要是正六价碲;对铂钯精矿直接或间接碱浸试验,碲的浸出率不超20%,铂钯精矿中有少部分的正四价碲,主要是单质碲、正六价碲;对一次还原后液中和渣进行直接碱浸试验,碲的浸出率达到98.69%,中和渣中碲的形态主要是正四价碲;采用Na_2S对碱浸液中的重金属除杂,效果较好。     

从碲碱渣中分离硒回收碲

广西某有色金属冶炼企业产铜阳极泥,在回收贵金属时产生的碲碱渣含碲量高达32%,现有工艺碲回收率低。针对在阳极泥熔炼生产过程中产出的碲碱渣开展湿法浸出试验,采用水浸—H2SO4中和—HONH3Cl沉硒—Na2SO3还原工艺处理碲碱渣,考察了水浸时间、液固比、温度对碲浸出效率的影响,同时探究盐酸羟胺沉硒温度、时间、盐酸羟胺用量对硒分离效果的影响。结果表明：水浸时间1 h、液固比4、温度55 ℃时,碲浸出效率达到最佳;盐酸羟胺沉硒温度80 ℃、沉硒时间2 h、盐酸羟胺为理论用量的3倍时,沉硒效果达到最佳,其分离率＞99.99%,回收碲粉纯度高达99%以上。该工艺可以有效地分离硒回收碲,具有过程简单、生产环境安全、成本低,高效率的特点,具有产业化前景。     

从铜阳极泥中氧压浸出有价金属试验研究

研究了采用3种加压氧化方式从铜阳极泥中浸出有价金属,考察了阳极泥中铜、碲、硒、银的走向。结果表明:直接氧压酸浸,阳极泥中的硒被部分浸出,不利于集中回收;氧压碱浸工艺流程长,工艺复杂,银被分散;水浸—氧压酸浸过程中,控制体系温度130℃,氧压0.8 MPa,铜浸出率达98.3%,碲浸出率为46.8%,硒浸出率仅0.11%,银集中在渣中,有利于下一步集中回收。3种工艺中,以水浸—氧压酸浸效果最佳。     

铂把精矿预处理脱硒碲试验研究

对由铜阳极泥产出的铂钯精矿,采用氧化焙烧--碱浸--酸浸预处理工艺除去硒碲,富集金铂钯,确定了最佳工艺条件.硒、碲脱除率分别达到98.53 %、95.27 %,浸出渣中碲质量分数为5.18 %、硒质童分数为0.29 %,为后续工序分离提纯贵金属创造了有利条件.     

用氢氧化钠从银渣中浸出硒碲试验研究

银渣主要含银、硒及少量铁、铜、铋、锑、碲、铅等,硒以亚硒酸银形式存在。研究了用氢氧化钠从银渣中选择性浸出硒、碲,考察了浸出时间、反应温度、液固体积质量比、氢氧化钠浓度对硒、碲浸出率的影响。试验结果表明:氢氧化钠浓度和液固体积质量比对硒、碲浸出率影响较大,硒和部分碲被浸出,其他元素如银、铜、铁等及部分碲留在渣中,浸出过程具有选择性;在反应温度95℃、液固体积质量比4∶1、氢氧化钠初始质量浓度200g/L、搅拌速度250r/min条件下浸出4h,硒、碲浸出率分别为97.22%和36.75%。此外,也研究了用硝酸浸出碱浸渣中的银。浸出渣衍射分析结果表明,渣中残留的硒主要以亚硒酸钠形式存在,需要用氢氧化钠再次浸出。     

铜碲渣中碲的回收工艺研究

采用硫酸化焙烧—水浸脱铜—碱浸提碲—电积工艺回收铜碲渣中的碲,考察了NaOH浓度、温度等对碲浸出的影响,并对水解脱杂和碲电积工艺进行探索。结果表明,经过硫酸化焙烧、水浸后,铜脱除率为75%;电积产品碲纯度为99.90%,综合碲回收率约93%;金、银、铂和钯等贵金属进一步富集在碱浸渣中。     

铜阳极泥预处理除杂试验研究

研究了采用碱浸—氧化酸浸工艺从含铜、砷、铅的铜阳极泥中脱除杂质富集稀贵金属。结果表明：经氢氧化钠浸出,砷去除率为98.58%,铅去除率为38.63%;对碱浸渣再进行氧化酸浸,铜去除率达84.86%;金、银、硒、碲等稀贵稀散金属不被浸出而留在浸出渣中。相比传统处理工艺,废液中铜、砷共存问题得到解决,铜砷渣量大幅减少。     

从碲化铜渣中回收碲试验研究

研究了采用氧化碱浸—中和沉淀—溶解还原工艺从碲铜渣中回收碲,考察了氧化碱浸过程中氢氧化钠质量浓度、氯酸钠质量浓度、浸出时间、液固体积质量比、温度对碲浸出率的影响。结果表明：在氢氧化钠质量浓度80 g/L、氯酸钠质量浓度60 g/L、浸出时间90 min、液固体积质量比5/1、温度80℃条件下,碲浸出率在85%以上;浸出液经中和沉淀、沉淀物溶解还原分别获得符合行业标准YS/T 1194—2017牌号TeO₂99.5的二氧化碲和YS/T 222—2010牌号Te99.99的精碲。     

文丘里泥碱浸提碲及二氧化碲制备工艺

考察氢氧化钠浓度、液固比、温度、浸出时间对文丘里泥中碲、铅、硒浸出率的影响。结果表明,在氢氧化钠浓度100g/L、液固比5、温度60℃、浸出时间1h的优化条件下,碲、铅、硒浸出率分别为94.7%、39.9%、20.5%。采用两级浸出方式可有效抑制铅的浸出,二级浸出液经硫化除铅—酸化沉碲,可以得到TeO2含量大于98.5%的二氧化碲。     

添加增浸剂提高金浸出率试验

通过添加少量的增浸剂,可提高氰化浸出速度和金的浸出率。试验结果表明加入少量增浸剂,金矿石的堆浸（池浸）金浸出率可提高5％。     

进一步发展我国溶浸采金技术的意义与思路

溶浸采矿是从低品位矿产资源中回收有价金属的一种既经济又有效的方法．针对我国黄金工业发展中存在着后备资源不足的问题，本文对加速发展我国溶浸采金技术的途径进行了初步探索。     

湿法炼锌浸出渣减量化浸出工艺研究

以常规湿法炼锌工艺锌浸渣为研究对象,对比研究常压酸浸和加压酸浸条件下锌浸渣的酸性浸出减量化效果,以及渣中锌、铜和铟等有价金属的浸出率。结果表明,在常压酸浸条件下,渣量可减少65%以上,渣中锌含量可降至3%左右,锌、铜和铟的浸出率均在91%以上;在加压酸浸条件下,渣量可减少40%以上,渣中锌含量可将至2%以下,锌和铜的浸出率达到95%左右,但铟浸出率仅为70%左右,相对较低。常压酸浸过程锌浸渣中的铁绝大部分浸出,有利于铟的浸出;加压酸浸过程锌浸渣中的铁大量以铅铁矾的形式留在渣中,阻碍了铟的浸出。常压浸出液中铁含量较高,达到25 g/L以上;加压浸出液中铁含量较低,小于2 g/L,有利于后续浸出液中铜、铟的回收。常压浸出渣量少,有利于渣中铅、银的富集,可单独销售;加压浸出由于铁沉淀入渣,致使渣中铅、银富集比低,适合于铅锌联合企业返回铅熔炼炉。     

某砂岩型铀矿床矿石柱浸试验

柱浸试验是选择确定新矿床溶浸开采工艺的重要环节。采用某拟开发砂岩铀矿床的矿石,在实验室进行酸、碱法柱浸试验,并进行氧化浸出对比。酸法溶浸剂为6 g/L的硫酸溶液,碱法为3 g/L的碳酸氢铵溶液,氧化剂为300 mg/L的过氧化氢。结果表明,酸法浸出效果优于碱法浸出,氧化浸出优于无氧化浸出;酸度6 g/L+300 mg/L过氧化氢浸出效果相对最好,浸出54 d液计浸出率为87.42%,浸出率达到75%时液固比为2.29,酸耗9.0 kg/t。结合矿石碳酸盐含量较低的特点,建议采用6 g/L酸度的酸法工艺开展现场浸出条件试验,可考虑适量添加氧化剂。     

氰化浸金过程中过氧化物的助浸作用

介绍了过氧化物在氰化浸金工艺中的应用、作用机理及主要影响因素。过氧化物在适宜条件下可以提高氰化浸金的速率，降低氰化物的耗量。     

金矿石氰化浸出助浸剂研究

在分析研究金矿石氰化浸出助浸剂研究现状的基础上,指出了根据矿石性质,选择助浸剂的原则;试验研究了多种助浸剂的助浸效果。由试验选择的两种助浸剂可以显著改善氰化浸出环境,提高金浸出效果。     

从浸锌渣中回收锌和锗的研究

以某炼锌厂堆放的浸锌渣为对象,采用硫酸酸浸的方法,对影响Zn、Ge浸出的因素进行条件试验。结果表明,在磨矿细度为-0.074mm占78.68%、氟化铵用量50mL(浓度5%)、硫酸用量120mL(浓度30%)、液固比4∶1、浸出温度85℃,浸出时间3h的条件下,可获得93%以上的Zn浸出率和90%以上的Ge浸出率。     

地浸采铀工艺分类方法的探讨

随着地浸技术的发展,一些新工艺很难简单地用传统的酸、碱分类方法进行界定,出现工艺归类与地浸实际工作状态不一致的现象,也造成了技术交流的不便。在综述目前主要地浸工艺及其铀迁移原理的基础上,对地浸采铀工艺分类方法进行了探讨,提出了分别以地浸工作液pH和浸出铀的迁移形式为依据的分类方法。     

不同浸出条件下硫化钴镍渣的浸出及动力学

研究了不同反应温度、固液比、氧分压、搅拌转速、浸出液浓度和反应时间对硫化镍钴渣中钴和镍的浸出规律及动力学的影响。结果表明：钴和镍浸出的较优条件为：反应温度120 ℃、固液比1︰30 g/mL、氧气分压0.7 MPa、搅拌转速230 r/min、硫酸浓度1 mol/L、反应时间130 min,镍和钴的平均浸出率分别为94.02%、94.64%。硫化钴镍渣中镍和钴的浸出符合收缩核模型,内扩散为反应的限制性环节,表观活化能分别为3.65、6.02 kJ/mol。可以通过减低渣粒度和固液比、维持较高的浸出液浓度、转速和氧分压来提高硫化镍钴渣的浸出速率。     

The Indirect Mechanism of Bacterial Leaching

Abstract

Mathematical models of the chemical leaching of a sulphide mineral and the bacterial oxidation of ferrous ions are combined in a mathematical model of bacterial leaching. It is shown that the models of the chemical leaching of sphalerite and the bacterial oxidation of ferrous ions are in excellent agreement with the experimental results. The indirect mechanism of bacterial leaching, which is a combination of these two sub-processes, is able to account for the shape of the reaction curve obtained from bacterial leaching experiments. It is also shown that even at very low concentrations of iron in solution the indirect mechanism may be the dominant pathway in bacterial leaching or sulphidic minerals.