复杂铜铅混合精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜铅混合精矿中铜、铅矿物主要为黝铜矿和方铅矿,还含有较高的锌、银、砷和锑.本试验针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理,通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件.扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达98.89%、94.92%,Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中,铜锌与铅银分离彻底.浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收.浸出渣中的铅、银通过碳酸盐转化-硅氟酸浸铅-硫脲浸银进行回收.铜萃取率,铅、银浸出率分别为96%、94%和93%.     

酸性条件对湖北某银矿固体废物重金属浸出特性

为了解矿业活动中的固体废物在酸性条件下重金属浸出浓度对环境的影响,采用硫酸硝酸-浸出毒性实验方法,研究了湖北某银矿3种不同的固体废物废石、尾矿、氰化残渣在不同pH条件下的重金属浸出浓度及浸出率的变化.结果表明锌、铅、镉在pH=2的条件下浸出浓度最高,采矿废石中的铜在pH=2的条件下浸出浓度最高,而浮选尾矿和氰化废渣中的铜在pH=3的条件下浸出浓度最高.铜、锌、铅、镉在pH=2的环境中浸出率较高.不同样品中,重金属的浸出浓度与重金属所对应的浸出率不一定成正比关系.矿山固体废弃物释放的重金属元素会对生态环境造成影响,需要加强监测与管理.     

盐酸对冶金污泥中铜锌镉铅的浸出工艺优化

为了能够充分回收利用冶金污泥中的有价金属,采用盐酸作为浸取剂浸出污泥中的重金属,并进行浸出工艺的优化.首先对污泥性质进行分析,分别采用烘干法测定冶金污泥的含水率,用X射线荧光光谱仪测定试样中金属成分及质量分数,用X射线衍射仪对试样中各元素的物相特征进行定性和定量分析.结果显示:污泥含水率为75.88%;干污泥含铜和锌的质量分数分别是1.51%和1.71%;污泥矿物相中铜主要以单质形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在.然后采用盐酸作浸取剂,在单因素条件下进行浸出反应.研究了冶金污泥中铜、锌、镉、铅等重金属的浸出规律,并考察了浸出温度、浸出时间、盐酸浓度、液固比、粒径等因素对浸出率的影响.盐酸浸出污泥中重金属最佳工艺参数:浸出温度为25℃,浸出时间为10 min,盐酸浓度为1mol/L,液固比为25∶1(mL/g),干污泥粒度小于150μm.在此条件下,铜、锌、镉、铅的浸出率可分别达到84.4%、88.1%、98.8%、85.4%.盐酸浸出最佳工艺条件的确定,对工业应用有一定实用价值.     

从会理锌矿铅锌矿石中分选铜的试验研究

为从会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中分选铜,对会理锌矿含铜的铅锌硫化矿进行了系统的工艺矿物学研究和选矿工艺研究．工艺矿物学研究结果表明会理锌矿含铜的铅锌硫化矿中铜矿物以黄铜矿、银黝铜矿-砷黝铜矿、硫锑铜银矿、车轮矿等矿物形式存在,并以黄铜矿为主,其次为银黝铜矿-砷黝铜矿系列矿物．铜矿物嵌布特征复杂,与闪锌矿互相包裹及呈固溶体分离结构较为普遍．铜矿物嵌布粒级较均匀,多集中于＋0．08mm以上粒级中,铜矿物单体解离度相对较好．基于会理锌矿舍铜铅锌硫化矿的矿石特性,采用“铜铅混浮-铜铅分离-再浮锌”浮选工艺,在原矿含铜0．94％、铅0．92％、锌10．60％的情况下,可获得含铜17．76％、铅4．35％、锌12．87％,铜回收率62．89％的铜精矿,含铜2．99％、铅54．52％、锌10．48％,铅回收率50．34％的铅精矿,含铜0．75％、铅1．20％、锌55．86％,锌回收率88．56％的锌精矿,银在铜、铅、锌精矿中的回收率分别为50．93％、2．32％、29．51％,实现了从会理锌矿含铜铅锌硫化矿中分选铜的目标．     

有色冶炼废渣的矿物学特征与环境活性

通过扫描电子显微镜与X射线衍射仪分析、BCR法三步连续提取及元素化学分析，对某有色冶炼废渣中重金属的赋存状态、环境活性及其释放机理进行研究。研究结果表明：废渣中主要有价金属为Fe，Zn，Cu，Pb，Ag和In等，主要毒害元素为Pb，Cd和As等。废渣矿物相中Fe主要以单质铁、铁的氧化物和硫化亚铁存在，Zn主要以闪锌矿存在，Pb主要以方铅矿存在，Cu和Cd主要以硫化矿物等形式存在；Ag和In则很可能以类质同相镶嵌在闪锌矿晶格中：废渣中Zn，Cd，Cu和Pb主要以残渣态为主：酸可提取态含量相对较低，而可还原态和可氧化态含量相对较高：在我国南方地区，酸沉降、微生物作用及原电池效应共同影响废渣中重金属的溶出，为生物浸出废渣中有价金属，实现其资源化和无害化提供了理论依据。     

含铅锌银硫精矿湿法综合回收工艺研究

采用氯盐选择性地从含铅锌银硫精矿中浸出铅锌银，利用金属氯化物的化学流行性、合物的稳定性及溶解度的差异，从浸出液中提取铅银及锌金属。     

云南老厂火山岩型银铅锌铜矿床地质特征及成因

云南老厂银铅锌矿床为富银和铅的锌－铅－铜型块状硫化物矿床，主要产于偏碱性的中基性火山岩系中．矿床由３层矿体组成：上部碳酸盐岩中裂隙脉状银铅锌矿体；中部火山岩中似层状银铅锌矿体；深部（次）火山岩中不规则状铜硫矿体．矿石结构构造表现为含矿气水溶液的充填交代成矿作用，矿石铅、硫、氢氧同位素组成反映了成矿物质主要来源于燕山晚期－喜山早期的深源原始岩浆热液．根据火山岩时代为主要晚二叠世－三叠纪，其次为白垩纪－老第三纪的最新研究成果，且后者主要以次火山岩出现，提出矿床成因属燕山晚期－喜山早期的火山－次火山热液充填交代成矿，从而统一了长期以来该矿床火山成矿与燕山晚期－喜山早期成矿的矛盾．     

金泥处理新工艺的研究

针对某金矿厂金泥生产过程中存在的问题：坩埚使用寿命低，熔炼产品合金中金银品位低及渣含金高，金收率低等，提出了金泥酸浸除锌、浸渣再熔炼，一步获得金银合金的新工艺。同时研究了硫酸加入量、浸出时间对锌浸出率的影响。试验结果表明，采用该新工艺不仅能消除锌对熔炼过程的危害，延长坩埚使用寿命，而且可将锌回收，当硫酸加入量为理论量１５％￣１７％，浸出时间不少于８０ｍｉｎ，固液比１：３时，锌浸出率≮９５％。含金浸     

用氰化法浸取炼银炉炉渣中的金银

对某地炼银炉渣氰化浸出金银进行了较系统的研究，考察了几种不同预处理方法对续后氰化浸取的影响．找到了适宜于该炉渣特点的技术关键：采用加剂焙烧一Ｈ２Ｏ２氧化一氰化浸出的工艺，可使金、银的浸出率分别达７９．１３％和５５．７３％，而传统氰化效果很差，单经加剂焙烧或Ｈ２Ｏ２氧化或加压等预处理后，金、银的浸出率有所提高，但指标不令人满意．     

除铜渣氯气全浸探索

利用氯气对除铜渣进行了全浸,浸出条件为：除铜渣粒度约为－200目,电位315－460mV,温度102－110℃,搅拌强度330－350r/min,液固比2－2．5：1,氯气压力0．1－0．4MP,多级浸出结果表明,浸出液含铜90．23g/l,含镍55．10g/l,浸出渣含铜3．2％,含镍1．8％,铜浸出率为94．3％,镍浸出率为95．20％,本研究项目已投入工业运行。     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

Improvement of copper–molybdenum ore beneficiation using a combined flotation and biohydrometallurgy method

The authors present the results of analysis of material composition and experimental investigations of acid and biohydrometallurgical leaching of middlings on grain size, pH level, leaching process duration, temperature and slurry density. The rational parameters of flotation and acid-bacterial leaching of middlings providing an efficient release of valuable components from mineral complexes and recovery to flotation concentrate and leaching solution have been determined. A combined flowsheet and a beneficiation process for bulk flotation middlings of copper–molybdenum ore have been suggested, which include middlings grinding, sulfide minerals flotation, bacterial leaching of sulfide flotation tailings, liquid-phase extraction of dissolved copper and electrolysis of re-extraction eluates. The suggested combined method of cleaning of middlings of copper–molybdenum ores beneficiation provides the total copper recovery increase by 0.8% with a reduction of the cost price of saleable material by 0.5%.     

Experimental research in leaching of copper-bearing tailings enhanced by ultrasonic treatment

On the basis of an experiment in ultrasonic enhanced ammonia leaching of tailings, the effect of ultrasonic waves on copper dissolution was studied. The mechanism of ultrasonic enhanced tailing leaching was analyzed and a technique of ultrasonic enhanced pipe leaching of tailings was proposed. The results show that tailings with ultrasonic treatment can leach up to 89.5% of Cu, which is 13.5% more than those without the treatment. Ultrasonic technology is capable of improving leaching rates and the overall recovery of tailing leaching. Impact waves and micro jet streams can strip and erode affected surfaces of tailing particles to create new active surfaces and disturbances can intensify mass transfer processes in "dead zones". The technique of ultrasonic enhanced pipe leaching of tailings is a combination of existing agitation enhancement with ultrasonic enhancement and can im-prove mineral recovery.     

Concentrating Ge in zinc hydrometallurgical process with hot acid leaching-halotrichite method

1　INTRODUCTIONInthezincconcentratesfromHuidongLead zincMinelocatedinsouth westofChina ,therearerichraremetalssuchasGewhichhasverywideapplica tionsandhighvalue .However ,Gewaslargelywast edbecauseitwasdispersedinalotofresidues(halotrichiteresidue ,Ge Feresidueandhighacidleachedresidue)intheconventionalzinchydrometal lurgicalprocessforthezincconcentrates[1] .InordertoconcentrateandrecoverGe ,anovelhydrometal lurgicalprocess ,ie ,thehotacidleaching halotrichitemethodofzinchasbeendevelope…     

白钨矿物相组成对浸出率的影响

针对白钨精矿苛性钠浸出率进行了研究。通过对2种典型白钨精矿(A,B矿)进行高温高压碱性浸出试验,探讨了白钨精矿的浸出率不稳定的原因。由A,B矿的SEM,XRD,XRF分析结果得知,二者的矿相结构基本相同但元素组成不同。B矿中含有黄铁矿其矿石表面油脂光滑,而A矿不含有黄铁矿其矿石表面呈疏松状。在试验条件相同的情况下,A,B矿的浸出率分别为98.4%和66.4%。对钨渣进行SEM,XRD分析,得知A矿中白钨矿反应完全,B矿中的白钨矿未反应完全,仍以原形态存在于渣中。研究结果表明:因为黄铁矿的存在,造成了矿石表面油脂光滑,使得碱液不易进入白钨矿石内部,不利于矿物的浸出。     

含铟锌渣浸出和萃取铟的研究

湿法炼锌产出的锌渣含铟达700~850 g/t,采用两段酸浸,铟的浸出率可达90%以上,并提出了酸浸的工艺流程和最佳浸出条件.分别对酸液和有机相采用三级逆流萃取和反萃,铟的萃取率和反萃率分别达98.5%和99%以上,并提出了最佳萃取和反萃条件.     

超声波强化锌浮渣浸出的研究

研究了超声波强化草酸浸出锌浮渣的工艺，并分析和讨论了超声波辐射强度、辐射时间和液固比对锌浮渣浸出率的影响，揭示了超声波辐射浸出锌浮渣浸出率的影响规律。试验表明利用超声波强化浸出锌浮渣可大大提高了锌浮渣的浸出率，缩短了浸出时间。     

Simulation of solute transportation within porous particles during the bioleaching process

A mathematical model,accounting for the sulfuric acid and ferric ions diffusion and the copper sulfide mineral leaching process, was developed for an ore particle by considering its porous structure.It was simulated with the simulation tool COMSOL Multiphysics.The simulation results show that the highest acid and ferric concentrations near the particle surface are apparent,while the concentrations in the central particle increase slightly as the less-porous ore core with low permeability prevents the oxi...     

Activation pretreatment of limonitic laterite ores by alkali-roasting using NaOH

Activation pretreatment of Cr-containing limonitic laterite ores by NaOH roasting to remove Cr,Al,and Si,as well as its effect on Ni and Co extraction in the subsequent pressure acid leaching process w...     

电镀污泥中铜的浸出工艺及其动力学

以硫酸为浸出剂,对某表面处理工业园电镀废水处理污泥中的铜做了浸出试验研究.将污泥干燥、研磨,X射线衍射和X射线能谱仪分析表明污泥中含铜19.03%.采用单因素优化试验探讨了固液比、反应时间、浸出温度、硫酸质量分数、搅拌速度对铜浸出率的影响.结果表明:当硫酸质量分数为20%,固液比为1∶10,搅拌速率为700r/min时,在20℃下反应40min,铜的浸出率可达97%以上;根据未反应核收缩模型,对硫酸浸铜过程的动力学机理进行了研究,结果表明:硫酸浸铜过程的控制步骤为固体膜扩散控制,其反应级数为0.828 2,浸出活化能为11.809kJ/mol.研究为含铜电镀污泥安全处置提供理论依据.