硫化铜镍精矿的氧压浸出试验研究

针对云南某地的硫化铜镍精矿,采用氧压酸浸工艺处理该硫化铜镍精矿。通过试验影响因素的探索,得出了该硫化铜镍精矿氧压酸浸的最佳技术参数:木质素为0.5%、浸出温度190℃、浸出压力1.4 MPa、酸度90 g/L、液固比3.0∶1、浸出时间3 h,Cu、Ni的浸出率均在98%以上,实现硫化铜镍精矿中铜和镍的高效浸出。     

常压—氧压碱浸工艺从高砷铅阳极泥中脱砷

采用常压-氧压两段逆流碱浸工艺高效脱除高砷铅阳极泥中的砷。研究了浸出温度、浸出时间、氧气压力、氢氧化钠浓度等对砷脱除率的影响。确定最佳常压碱浸工艺条件为:液固体积质量比5mL/g、浸出温度80℃、浸出时间0.5h;最佳氧压碱浸工艺条件为:液固体积质量比5mL/g、氢氧化钠浓度130g/L、氧压浸出温度140℃、氧压浸出时间4.0h、氧气压力1.0MPa、搅拌速度600r/min。在上述条件下,砷脱除率可达99.0%以上。     

锡精炼硫渣氧压酸浸试验研究

研究了锡精炼系统硫渣氧压酸浸回收铜、镍工艺,试验结果表明:在反应温度160℃、氧分压0.8 MPa、反应时间3 h、液固比8∶1、磨矿时间30 min、初始酸度150 g/L的最优条件下,铜、镍浸出率分别可达到97.8%和98.2%,富含铅、锡的浸出渣可作为炼锡原料。     

某地铜钴渣氧压酸浸工艺研究

研究了采用氧压酸浸工艺从铜钴渣中浸出铜、钴的方法,得到最佳试验条件为:铜钴渣用量250 g,液固比(2.5～3):1,初始硫酸酸度10g/L,木质素0.5％,浸出温度175℃,氧气压力1.6 MPa,浸出时间2 h,在此条件下铜和钴的浸出率分别大于98％和99％.     

从中浸渣中氧压酸浸锌、铁的试验研究

研究了从湿法炼锌中浸渣中氧压酸浸锌和铁,考察了氧压、中浸渣粒度、硫酸质量浓度、浸出时间、浸出温度、液固体积质量比、木质素磺酸钠加入量对锌、铁浸出率的影响.结果表明:在液固体积质量3∶1、始酸质量浓度140～150 g/L、浸出温度(150±5)℃、氧气压力0.8MPa、浸出时间80～90 min、木质素磺酸钠用量为渣量的0.15％的最佳条件下,锌浸出率达98％,铁浸出率为60.87％;降低浸出液终酸质量浓度及提高浸出温度可以使铁有效形成沉淀,抑制其浸出.     

铅反射炉含铟烟尘氧压酸浸的研究

采用氧压酸浸技术对铅冶炼富铟烟尘进行浸出试验研究,详细考察了硫酸用量、氧分压、温度、液固比、时间、粒度等因素对铟浸出效果的影响,确定了氧压酸浸的最佳条件。结果表明,在下述最佳条件下:初始硫酸浓度180g/L、氧分压0.8MPa、温度150℃、液固比5∶1、时间120min、反应物粒度0.15～0.12mm,铟和锌的浸出率分别达到96.74%和99.19%,渣含铟小于0.02%。     

从青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿中综合回收铜金铁

青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿较难分选,研究了采用焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从中回收铜、金、铁。结果表明:在m(氧化矿)∶m(高硫半氧化矿)=1∶1、矿石粒度-75μm占81.5%、焙烧温度580℃、焙烧时间2h条件下对混合矿石进行焙烧,然后在液固体积质量比2∶1、体系初始酸质量浓度45g/L、浸出时间1h条件下从焙砂中浸出铜,铜浸出率达88.26%;对酸浸渣,用初始质量浓度2g/L的氰化钠溶液滚瓶浸出24h,金浸出率达85.43%,同时获得铁精矿。该研究为类似复杂氧化矿和半氧化矿的开发利用提供了新思路。     

硫氰酸盐体系从难处理硫化金精矿中氧压浸金研究

以难处理复杂硫化金精矿为原料,采用碱性—硫氰酸盐溶液加压氧化工艺浸出其中的金。采用L16(45)正交试验评估了碱用量、浸出剂浓度、反应温度、反应时间和氧压大小对金浸出率的影响。结果表明,反应温度是影响金浸出率的最显著因素。最佳条件是:反应温度180℃、硫氰酸钠浓度2.0 mol/L、碱用量为理论量的0.8倍、反应时间8 h,氧压1.2 MPa和木质磺酸钙为矿的1%,此时金平均浸出率可高达95.29%。     

某含多金属硫精矿焙烧—酸浸试验研究

针对某含多金属硫精矿性质,进行了焙烧—酸浸试验研究,考察了焙烧温度、酸浸硫酸用量、反应温度、液固比等因素对浸出效果的影响。结果表明:在焙烧温度600℃,酸浸反应温度80℃,液固比3. 0,终点pH=1. 0,浸出时间2. 0 h的最佳工艺条件下,获得了铜浸出率90. 65%,锌浸出率83. 87%,酸浸液质量浓度铜15. 9 g/L、锌7. 2 g/L,酸浸渣品位金29. 4 g/t、银277. 2 g/t、铁66. 58%的较好指标,为矿山工业生产提供技术支持。     

云南某高硫难处理金精矿碱性加压预氧化-氰化浸金试验研究

对云南某高硫难处理金精矿进行碱性加压氧化—氰化浸金试验研究,考察了加压氧化各因素对氰化浸金的影响,在固液比1∶6、木质素磺酸钠5 g/t、Na OH用量25%、温度180℃、压力2.0 MPa、反应时间4h、搅拌转速450 r/min的加压氧化最优条件下获得了93.2%的较高金浸出率。     

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.