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对某铜矿钼品位43.49%、含铜3.37%的钼精矿进行了湿法浸铜工艺试验。结果表明:酸浸除铜和化学氧化-酸浸除铜工艺,铜浸出率较低,钼损失率较高,未能提高钼精矿钼品位;CJ-1溶液除铜工艺铜浸出率高,钼损失率低,可达到提高钼精矿钼品位并降低含铜的目的。 相似文献
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研究了刚果(金)某铜钴矿的硫酸还原浸出。结果表明,在矿样粒度为-0.074mm占90%、终点pH为1.5、SO2用量为理论量的1.5倍(4kg/t)、浸出温度80℃、浸出时间120min、液固比4∶1的条件下,铜、钴浸出率分别达到了93.35%和90.13%。在此基础上进行了模拟堆浸的柱浸试验,柱浸采用先浸铜再还原浸钴的分步浸出方式,铜浸出率达72%,钴浸出率为66%。 相似文献
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研究了采用高压酸浸工艺处理铜阳极泥。对铜阳极泥进行预处理后,再控制浸出时的温度140℃,氧分压0.9 MPa,液固体积质量比5∶1,硫酸质量浓度250 g/L,通氧时间150 min,可有效地浸出铜,铜浸出率达93%以上,贵金属也得到富集。 相似文献
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对某含铜物料进行常压通氧酸浸研究,考察液固比、加酸量、温度、浸出时间对含铜物料中镍、铜浸出率的影响。结果表明,在常压条件下通过酸浸能够将含铜物料中的铜浸出,镍部分浸出,在下述最佳浸出条件下,铜、镍、铁的浸出率分别为96.65%、7.63%、39.84%:液固比8∶1、温度85℃、加酸量120g/L、时间6h。 相似文献
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针对某含铜金矿石进行了氨氰法浸金及浸出贵液脱铜试验研究。其结果表明:在一定条件下,可获得较好的技术指标,浸渣金品位0.38 g/t,浸出贵液金、铜平均质量浓度分别为2.27 mg/L、61.94 mg/L,渣计金浸出率为89.44%;采用双氧水除铜,铜沉淀率为85.85%,氧化沉淀渣铜品位超过50%,可以铜精矿出售。 相似文献
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《稀有金属与硬质合金》2016,(2)
采用XRD对钼氨浸渣的物相进行了分析,结果表明钼氨浸渣中存在钼酸钙及少量低价钼。碳酸钠浸出钼酸钙的热力学研究表明,当温度高于86℃时,浸出反应能自发进行,且温度越高,浸出反应越容易进行。在高温条件下采用碳酸钠浸出钼氨浸渣的优化工艺参数为:碳酸钠浓度70g/L、温度190℃、时间1.5h、液固比7∶1。在此条件下,钼浸出率达91.44%,残渣钼含量降至1.91%,且钼氨浸渣中的钼酸钙全部被浸出。浸出过程动力学研究结果表明,在高温条件下碳酸钠浸出钼氨浸渣反应的表观活化能为10.38kJ/mol,浸出过程受固膜扩散控制。 相似文献
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林鸿汉 《有色金属(冶炼部分)》2020,(7):16-19
对某白烟尘进行两段酸浸和氧化酸浸浸出铜、砷试验。结果表明,该白烟尘采用常规酸浸工艺难以取得较好的指标,加入强氧化剂双氧水进行酸浸,可以提高铜、砷的浸出率,在L/S=10、初始硫酸浓度60g/L、30%双氧水用量1.0mL/g、反应温度80℃、充空气反应时间6h条件下,铜、砷浸出率分别为95.38%、89.65%。 相似文献
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从硫精矿中富集金铜银的浮选工艺研究 总被引:2,自引:0,他引:2
本研究根据硫精矿中金矿物的嵌分状态和载金矿物的特性,从理论和实践两方面进行了较深入的探讨,确定了最易实现工业化的浮选流程,获得了良好的选矿指标。在原硫精矿含铜0.67%,金5.01g/t,银17.23g/t,硫35/17%的情况下,经氧化浮选后,可获得铜金精矿:βcu=15.59%、βAu=112g/t、βAg=210g/t、εCu=77.3%、εAu=74.88%、εAg=40.7%的好指标。尾 相似文献
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云冶水淬铜渣中主要有价元素为铜和铁,其中含铜0.72%、含铁39.84%,伴生金银。铜矿物主要以单质铜、辉铜矿和赤铜矿形式存在,铁矿物主要以硅酸铁形式存在。铜矿物与铁橄榄石等嵌布关系复杂,嵌布粒度极细,属于极难回收的二次资源。为了回收该水淬铜渣中的微细粒级铜和金银等贵金属,采用阶段磨矿-阶段选别-混合中矿再磨再选的工艺流程,混合中矿再磨再选过程中加入硫酸铜活化使得混合铜精矿的品位和回收率均有明显改善,最终获得含铜20.27%、含金2.59 g/t、含银230.37 g/t,铜、金、银回收率分别为30.98%、35.61%和34.34%的混合铜精矿。 相似文献
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铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。 相似文献
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硫化锌精矿还原浸出高浸渣中锗的研究 总被引:4,自引:1,他引:4
湿法炼锌产出的高浸渣含锗达150~300g/t,采用两段逆流硫化锌精矿还原浸出,锗的浸出率可达65%以上。并提出了还原浸出的工艺流程和优化浸出条件。 相似文献
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针对广东某铜冶炼转炉渣进行了工艺矿物学及选矿试验研究,工艺矿物学显示该矿物中铜品位1.13%,脉石矿物主要为铁橄榄石等。该炉渣采用阶磨阶选工艺流程,在一段磨矿细度-74μm67.5%,快速浮选得到部分精矿,尾矿再磨细度-43μm94.9%条件下,可获得铜精矿品位20.05%(金3.85g/t、银202.5g/t),铜回收率76.85%(金58.71%、银78.45%)的浮选技术指标,同时,尾矿铜品位降到了0.27%,炉渣样中的铜资源得到了有效的综合利用。 相似文献
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以某厂湿法炼锌浸出渣浮选所得的银精矿为原料,用硫脲对其进行络合浸出,并用锌粉分步还原回收浸出液中的银和铜。结果表明,银浸出率保持在90%左右,锌粉分步还原可得到含银80%左右的银绵和含铜60%左右的铜渣。银绵经火法处理得粗银锭,再经电解可得精银,二次还原后液可直接返回浸出流程,可使硫脲得到循环利用。经生产中试,该工艺可应用于工业生产并取得较好的经济效益。 相似文献
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分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。 相似文献
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某铜冶炼渣含铜1.13 %,工艺矿物学研究表明铜主要以类黄铜矿、类斑铜矿、类铜蓝以及金属铜的形式嵌布于该铜冶炼渣中。为高效回收其中的铜,进行了浮选试验研究。结果表明:在磨矿细度为≤0.045 mm占85 %的情况下,以酯-105作为捕收剂,硫化钠作为活化剂,采用二粗三精二扫的浮选工艺,获得了铜品位和回收率分别为18.10 %和87.46 %的铜精矿。 相似文献
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以某地低品位铜钼硫化矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含铜0.31%,含钼0.029%的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占70%时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,丁基黄药和丁胺黑药为铜钼硫化矿物混合捕收剂,2#油为起泡剂的药剂制度,可获得铜钼品位分别为8.26%和0.80%的铜钼硫混合粗精矿.混合粗精矿再磨后,在粒度为0.045mm%占92%的条件下,分别采用石灰和硫化钠作黄铁矿和黄铜矿的抑制剂进行分离浮选.实验室小型闭路试验获得钼精矿含钼51.19%,含铜0.30%,钼回收率达87.0%;铜精矿含铜19.19%,含钼0.12%,铜同收率为88.98%;硫精矿含硫39.30%,分选指标较为理想. 相似文献
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某铜矿含铜0.569%、含金0.40g/t、含银13.65g/t,铜的氧化率为48.62%,是一个复杂难选氧化铜矿石.采用一粗二扫一精的浮选工艺流程进行闭路试验,最终闭路试验获得了铜品位为20.86%,回收率为89.18%的精矿,而金、银的品位分别为11.12g/t、410.83g/t,回收率分别为62.80%、68.02%. 相似文献