某铂钯精矿氯化浸出工艺

对某铂钯精矿进行了工艺矿物学分析,确定铂钯矿物主要为碲铂钯矿、硫铂钯矿、砷铂钯矿、锡铂钯矿等矿物,铂钯元素在铂钯矿物中分布均匀。采用直接氯化浸出工艺浸出该矿中的铂钯,考察盐酸浓度、液固比、反应时间、反应温度、氯酸钠用量、氯酸钠滴加速率对铂钯浸出率的影响,确定最佳工艺参数,并对浸出渣进行物相分析,优化浸出方案。结果表明:在最佳条件为盐酸浓度4 mol/L、液固比4:1、反应温度95℃、反应时间9 h,氯酸钠溶液(625 g/L)用量与精矿的液固比为3.2:1(80 mL:25 g),滴加速度为12 mL/h;在最优条件下,铂、钯浸出率分别达到92.83%和99.7%。浸出渣物相分析显示,未能被浸出的铂被滑石、钠长石及金红石等矿物完全或部分包裹,导致铂浸出困难。     

铂钯精矿中氯化银的浸出预处理研究

铜阳极泥分铜液所得铂钯精矿中的银主要以氯化银(AgCl)形态存在,可用氨水或亚硫酸钠作为浸出剂去除银。绘制了Ag⁺与NH₃、SO₃^2-配体组分图,结合电位-pH图分析表明,氨浸的pH值范围为7.7～13.5,亚硫酸钠浸出宜在中性或碱性条件下进行。优化条件实验结果表明,银的氨浸浸出率为95.3%,碲浸出率为14.9%,有微量铂、钯浸出;以亚硫酸钠为浸出剂,银的浸出率为97.3%,碲浸出率为11.5%,金、铂和钯均不被浸出。亚硫酸钠更适于作为铂钯精矿预处理除银的浸出剂。     

硫化锌精矿常压富氧直接浸出行为

借助工艺矿物学分析对常压富氧直接浸出条件下锌精矿中主要硫化物的浸出行为进行研究。结果表明,除黄铁矿外,其他硫化矿均会明显溶解。基于对浸出渣中单质硫与反应残余硫化物之间关系的分析,认为闪锌矿、黄铜矿、铜蓝、方铅矿的溶出可能遵循间接氧化方式,即硫化物首先酸溶,生成的H2S脱离矿物表面并迁移至溶液本体中进而氧化成单质硫。上述硫化矿的浸出过程可能受界面化学反应控制。对于磁黄铁矿的溶出,直接电化学氧化可能起主导作用,其浸出过程可能受产物层单质硫的扩散控制。     

南非低品位铂钯尾矿选矿试验研究

南非某低品位铂钯尾矿,其铂品位为1.1 g/t,钯品位为0.5 g/t,Cr₂O₃品位17.96%。采用“强磁选预富集-细磨浮选高效富集”工艺流程进行处理,以SH作抑制剂、硫酸铜作活化剂,丁黄药+SAC作铂钯捕收剂,全流程实验获得铂品位65.9 g/t,钯品位24.0 g/t,铂回收率60.93%,钯回收率48.72%,铂+钯品位89.9 g/t的铂钯精矿,同时获得Cr₂O₃品位39.19%,回收率70.19%的铬精矿。实现了铂钯尾矿中铂钯的有效回收,并综合回收了铬。     

富银低品位锰矿和闪锌矿的联合氧压酸浸

进行了硫化锌和含银低品位锰矿联合氧压酸浸的小型试验,以考察影响浸出的各种因素,诸如浸出温度、浸出时间、氧分压和搅拌速度.实验在2L的高压釜内进行.实验结果表明,硫化锌和含银低品位锰矿能相互促进浸出,但这种耦合作用须在一定条件下才会起作用.作者对一些浸出做了探讨.为下一步扩大试验的需要,本文给出了合理的浸出条件:浸出温度, 110℃; 浸出时间,2h; 氧分压, 0.6MPa; 硫酸用量, 1.2倍理论用量.     

从铂钯精矿中氯化浸出Au、Pt、Pd

针对铜阳极泥处理过程中生产的铂钯精矿,以氯酸钠为氧化剂,采用湿法氯化浸出,使金、铂、钯等贵金属以氯配合物进入溶液。研究了浸出的最佳工艺条件。结果表明,金、铂、钯的浸出率均达到99%以上。     

从铂钯精矿中回收铂、钯和金

采用焙烧-预浸出-氯化浸出-萃取-精制工艺处理铜冶炼阳极泥产出铂钯精矿回收铂、钯、金。结果表明,氯化液采用亚硫酸钠控制电位还原,金回收率99%;金还原后液采用二异戊基硫醚萃取钯,氨水反萃,钯回收率90%;萃钯余液采用三烷基胺萃取铂,氢氧化钠反萃,铂回收率90%。铂、钯符合国标99.99%产品要求,粗金粉品位97.09%。     

氧压酸浸低品位富银硫化矿富集提取银和锌

由于含有大量的黄铁矿和白铁矿(它们约占原矿的70%,质量分数),以及闪铅矿一定程度上的氧化,云南澜沧铅矿股份有限公司所产的富银硫化矿难以富集.本文通过对该矿在90-170℃下氧压酸浸,以期连同后面的氰化能提取精矿中的银.通过进行2L高压釜的小型试验,考察了温度、酸度、碘化钠用量、氧分压、氧气流速对银和锌回收率的影响.结果表明,银的回收率取决于银是否进入黄钾铁矾渣,或者与碘化钠反应生成碘化银沉淀.在优化的条件下,银和锌的回收率分别达到71.5%和41.29%.     

富氧硫酸体系中硫化锌精矿的常压直接浸出动力学

采用常压浸出与加压浸出相结合的方法,研究硫化锌精矿在富氧硫酸体系中的常压直接浸出动力学。结果表明:锌浸出受界面化学反应控制,浸出反应表观活化能为(44.28±4.28)kJ/mol。浸出槽底部锌的浸出速率远高于浸出槽上部锌的浸出速率,且随槽底矿浆压力的增大,锌的浸出速率明显提高。进一步基于收缩核模型,通过二次回归方法,建立浸出槽底部锌的浸出动力学方程。在硫化锌精矿常压富氧直接浸出中,对于位于浸出槽底部的锌浸出,温度的影响明显大于矿浆压力的影响。     

低品位硫化铜矿细菌浸出

采用正交实验方法,考察了矿石粒度、矿浆含量、接种量对大冶露天矿石和井下矿石的摇瓶浸出过程的影响.结果表明:粒度对露天矿和井下矿的酸耗影响大,对井下矿的浸出率影响高度显著; 矿浆含量对酸耗影响大,对浸出率则不显著; 在接种的初期,接种量对酸耗与浸出率都有影响,2d后接种量的影响消失; 井下矿浸出的最优工艺条件为:粒度<0.154mm,矿浆含量10%,接种量10%; 露天矿浸出的最优工艺条件为:粒度<0.154mm,矿浆含量20%,接种量7.5%.     

加压浸出低品位锰矿的工艺

对低品位锰矿硫酸加压浸出工艺进行正交实验和单因素实验,通过正交实验得出:加压浸出低品位锰矿工艺中,影响锰浸出率的主要因素的较佳组合如下:初始酸浓度160 g/L、硫铁矿量50 g、液固比5:1(5 mL/g)、压力1 MPa、温度180℃、时间80 min。为分析低品位锰矿中锰、铁及铝的浸出行为,实现这3种金属元素的高效分离,参考正交实验结果适当地调整工艺参数,进行单因素实验研究,详细考察始酸浓度、反应温度、硫铁矿量、液固比、浸出时间和浸出压力对锰、铁及铝浸出率的影响,得到优化浸出工艺条件如下:低品位锰矿粉100 g,初始硫酸浓度120 g/L,浸出反应温度120℃,硫铁矿量50 g,液固比5:1(5 mL/g),浸出时间100 min,浸出压力0.7 MPa,搅拌转速500 r/min。本工艺具有良好的稳定性,在优化浸出条件下,锰的浸出率为96%,而铝和铁的浸出率分别为38.7%和7.12%,实现锰选择性高效溶出,锰和铝、铁等杂质的分离效果良好,为最终实现低品位锰矿中各种有价元素的清洁高效回收奠定了基础。     

低品位硫化铜矿的细菌浸出

以宁夏某低品位硫化铜矿为研究对象,利用嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillusferrooxidans)和嗜酸氧化硫硫杆菌(Acidithiobacillusthiooxidans)的混合菌,采用摇瓶浸出、小型柱浸和大型柱浸对矿石可浸性进行研究;采用X射线衍射仪分析矿物及其浸渣的成分;采用扫描电镜分析浸渣表面形貌及其表面元素的含量.结果表明摇瓶矿浆浓度为5%,浸出55d铜浸出率为94.38%;小型柱浸处理矿石2.10kg,矿石粒度小于15mm,浸出226d铜浸出率为62.50%;大型柱浸处理矿石77.85kg,矿石粒度小于25mm,浸出285d铜浸出率为50.63%.柱浸过程中,铜的浸出速率逐渐下降;浸渣中钙含量基本不变,而元素硫的含量明显增加,且存在新的石膏相;浸出后矿石表面元素硫、钙、铁的含量明显增加,在浸出过程中生成的硫酸钙结晶覆盖在矿石表面,铁在矿石表面形成沉淀,使矿石的渗透性变差,导致铜的浸出率逐渐下降.     

复杂铜铅锌银混合精矿两段逆流氧压浸出工艺

通过对呷村铜铅锌银多金属混合精矿的矿物分析可知,铅、锌主要赋存于方铅矿、闪锌矿中,而大部分铜、银均为难浸出的黝铜矿所载.采用两段逆流氧压浸出工艺进行处理该矿,条件试验研究得出一、二段最佳浸出条件分别为硫酸浓度150 g/L、液固比3:1、反应温度135℃、氧分压O.75 MPa、浸出时间2.0 h;硫酸浓度80 g/L、液固比3:1、反应温度180℃、氧分压1.0 MPa、浸出时间2.5 h.9轮扩大验证循环浸出试验运行顺利,Cu和Zn的平均两段总浸出率分别为93.23%和99.47%,而杂质元素Fe和As的浸出率仅15.77%和6.9%,元素硫的硫磺转化率为54.26%.Pb和Ag大部分转化为铅矾、铅铁矾和硫化银而留在浸出渣中,铜锌与铅银彻底分离.     

铂钯精矿冶炼综合回收新工艺研究之我见

指出铂钯等稀贵金属已成为当今世界瞩目的金属。随着其用途的扩展、用量的增大,其价格亦会日趋昂贵。本文以云南大理州弥渡县的金宝山低品位铂钯矿为例,阐述了对其进行冶炼综合回收有价金属新工艺研究的过程、方案比较、经济评价等情况,可供借鉴、参考。     

加压氰化处理铂钯硫化浮选精矿全湿法新工艺

目前世界上所有知名的铂族金属生产厂均采用从硫化铜镍浮选精矿用火法熔炼高锍捕集铂族金属的工艺,整个流程十分繁冗,周期长,环境污染大.采用新研究成功的浮选精矿→加压氧化酸漫→加压氰化→置换富集贵金属的高效、低污染、短流程全湿法新工艺,对云南金宝山浮选精矿进行了批量为5 kg的扩大试验,并就S、Fe、SiO2、MgO及贵金属在全湿法工艺中的走向与传统火法工艺进行了比较讨论.     

从铂钯精矿中提取Au、Pt、Pd

介绍了从铜阳极泥生产的铂钯精矿中提取Au、Pt、Pd的工艺和生产过程,提出了生产过程中存在的一些问题和解决的方法.     

铂钯精矿湿法分离Bi、Fe富集贵金属工艺

以铜阳极泥分铜液还原所得铂钯精矿为原料,根据其矿物特性选择HCl作为浸出剂湿法脱除Bi、Fe等主要贱金属元素,富集Au、Ag、Pt、Pd等贵金属;通过热力学计算绘制Bi(Ⅲ)、Fe(Ⅲ)在盐酸体系的组分分布图,实验考察了HCl浓度、Cl-浓度、反应温度和时间等因素对Bi、Fe浸出率的影响.结果表明:在HCl浓度为2 m...     

从低品位铀尾矿中氧化浸出铀

针对低品位铀尾矿因脉石含量高、物相赋存状态复杂而造成的铀浸出率低的问题,提出添加辅助氧化剂破坏脉石结构而实现强化浸出铀的思路。采用单因素实验法对比常规酸浸和3种氧化剂(H_2O_2、MnO_2和Fe~(3+))强化酸浸对铀浸出率的影响。结果表明:当浸出温度、硫酸浓度和液固比分别为30℃、1 mol/L和20:1时,采用常规酸浸6 h后铀的浸出率仅为78%,而在相同的浸出条件下,强化酸浸1.5 h铀的浸出率可达到95%。浸出渣的XRD及SEM-EDS分析结果表明,H_2O_2及MnO_2均能破坏脉石晶体结构,减少颗粒团聚,但添加MnO_2后生成新的硅酸锰盐晶体,Fe~(3+)不能破坏脉石结构,但其氧化作用在一定程度上能加快铀的浸出。     

燕麦秸秆还原浸出低品位软锰矿及其动力学

以燕麦秸秆为还原剂,在硫酸介质中直接浸出某低品位软锰矿,研究浸出过程的工艺条件和动力学。结果表明:在硫酸浓度为150 g/L、液固比为9 mL/g、麦秆与软锰矿质量比为0.3、浸出温度90℃、浸出60 min的条件下,锰浸出率可达96.1%,此时,铁浸出率为46.8%,浸出液化学需氧量(COD)值为6.2 g/L。动力学研究表明:锰的浸出过程在333~363 K内符合未反应核缩减模型,浸出过程主要受界面化学反应步骤控制,其浸出表观活化能为69.4 kJ/mol。     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。