铜冶炼渣硫酸浸出回收铜试验研究

以硫酸溶液为浸出剂,采用常压氧化浸出法处理铜冶炼渣以回收渣中有价金属铜。考察了浸出温度,浸出时间,硫酸浓度,浸出液固比,氧化剂(双氧水)添加量对铜浸出率的影响。试验结果表明:在未加入氧化剂时,主要发生的是铜氧化物的简单酸溶反应,硫化铜几乎不溶于浸出液,因此铜浸出率很低;而随着氧化剂添加量的增加硫化铜被氧化浸出,因此铜浸出率增加很明显。此外,铜浸出率随着浸出温度,浸出时间和浸出液固比的增大而增大。浸出过程最佳的条件为:浸出温度70℃,时间180 min,硫酸浓度2 mol/L,液固比8∶1,氧化剂(双氧水)添加量400 m L/kg。铜浸出率可达到91.2%。通过对浸出渣XRD和SEM-EDS分析可得浸出渣中主要的矿物为磁铁矿。在磁场为2T的条件下,浸出渣磁选可以得到品位53.15%的铁精矿。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

铜渣浸出提铁的试验研究

以某铜渣选矿厂的选铜尾渣为原料,研究焙烧后浸出条件对磁选回收铁的影响。研究结果表明:原料在900℃焙烧90min后的焙砂在硫酸浓度18.7%,浸出温度20℃,浸出液固比4∶1,浸出时间40min的条件下浸出效果良好。采用简单的磁选流程,可得到品位61.52%、回收率82.26%的铁精矿。     

复合添加剂对石煤中钒浸出率的影响

为了提高石煤钒矿中钒浸出率、减少硫酸用量,以湘西地区石煤钒矿为原料,进行了钒的浸出实验研究。结果表明,在石煤浸出过程中加入质量比为1∶1的氟化钠和氯酸钠复合添加剂作为助浸剂可明显提高钒的浸出率,同时减少硫酸用量。优化实验条件为:复合添加剂用量2%,硫酸浓度20%,液固比0.4∶1,温度95 ℃,浸出时间8 h,此时钒浸出率可达91.92%。与单独添加等量氟化钠或氯酸钠相比,钒浸出率分别提高了20和12个百分点;相对无添加剂情况,钒浸出率提高了27个百分点,硫酸用量减少50%。     

浸出试验工艺条件对制备低磷铁精矿品位的影响

对高磷赤褐铁矿进行了光谱分析、化学成分分析、铁物相的测定,以及矿石赋存状态研究。根据赤褐铁矿的性质,本研究选择不同酸分别进行了硫酸、盐酸浸出试验。对最佳浸出酸进行了酸浓度、浸出温度、液固比、浸出时间等不同工艺条件的试验研究。试验表明最佳工艺条件:H2SO4浓度以8.33%较为合适,浸出温度以60℃为宜,液固比以2.5∶1为宜,浸出时间以15min为宜。得到铁品位为58.96%,磷品位为0.222%,铁回收率为75.08%。     

单一磁选法制备超纯铁精矿的试验研究

为了简化超纯铁精矿的制备工艺,提高企业经济效益,针对河北某地磁铁矿进行了超纯铁精矿制备的试验研究。研究表明,原矿全铁品位为35.59%,主要以磁铁矿形式存在,分布率为91.07%,均匀地分布在各个粒级中。经过阶段磨矿-弱磁选以及磁选柱两次精选流程,可获得全铁品位为71.79%,回收率为77.99%的超纯铁精矿。     

硫酸渣脱硫试验研究

介绍了硫酸渣利用技术发展状况及焙烧硫酸渣特性,通过试验确定化学法处理硫酸渣最佳工艺条件：浸出剂为王水,药剂用量为5％,药剂浓度50 g/L,反应温度70 ℃,浸出时间2 h。试验得到的铁精矿品位60.70%,回收率98.50%,脱硫率62.10％,含硫量0.27%。在试验的基础上对硫酸渣浸出机理进行了分析,指出了浸出剂对CaSO₄溶解、对金属硫化物氧化溶解、对碱性氧化物溶解的促进作用,同时指出水洗也是化学法处理硫酸渣工艺的关键,水洗既可以促进可溶性物质的溶解,也可以清除可溶性物质的附着。     

铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液浸出提铋北大核心

以铜烟灰浸出铜、锌之后的酸浸渣为原料,采用NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出铋并制取氯氧铋。在浸出铋过程中,考察了时间、硫酸添加量、液固比、温度以及NaCl浓度对铋浸出效果的影响。结果表明:NaCl浓度、硫酸添加量、时间和液固比对铋浸出率有显著影响,铋浸出率分别随NaCl浓度的升高、硫酸添加量的增加、液固比的增大呈增大趋势,随浸出时间的延长呈先增加后降低的趋势,随浸出温度的变化不明显;在NaCl浓度300 g/L、3倍理论硫酸添加量、时间2 h、温度60℃、液固比4∶1的最佳浸铋工艺条件下,Bi的浸出率>99%,>99%的铅和锡进入浸出渣;将含铋浸出液在温度70~90℃、pH值2.5~3.0的条件下水解0.5 h,可获纯度>99%、形态均一的氯氧铋。铜烟灰酸浸渣NaCl-H_(2)SO_(4)溶液协同浸出工艺高效、便捷,结果可为铋回收提供参考。     

老挝某混合铜矿石选铜试验

老挝某混合铜矿石有价元素主要为铜。采用1粗2精2扫工艺处理该矿石,获得了铜品位为41.84%、回收率为85.14%的精矿;尾矿在硫酸溶液初始浓度为30 g/L、液固比3∶1、时间为60 min条件下浸出后,浸出液铜作业回收率为81.25%,浸出液经置换工艺处理后,可以获得回收率为98.92%的海绵铜。应用浮选—浸出—置换工艺处理该矿石,铜的总回收率达97.08%。     

废旧磷酸铁锂正极材料的硫酸熟化-水浸工艺研究

为提高磷酸铁锂中Fe、Li和P浸出率,同时实现高效去除Cu、Al和F,开发了硫酸熟化-水浸、铁粉置换除铜、化学沉淀-萃取二段除铝工艺。结果表明,在熟化时间2.5 h、熟化温度110 ℃、固液比4.0/1、水浸温度60 ℃及水浸时间2 h的最佳条件下,硫酸熟化-水浸工艺可将浓硫酸的使用量降至理论值的0.75倍,此时铁浸出率达95%以上,氟脱除率达74.4%; 铁粉置换除铜过程中,控制初始pH=1.2,铁粉加入量为理论值的1.2倍时,浸出液中残留的Cu²⁺浓度可降至4.9 mg/L以下; 采用化学沉淀-P204萃取二段除铝工艺,可将浸出液中Al³⁺浓度降至10 mg/L以下。     

宁陕某磁铁矿精矿制备高纯铁精矿试验研究

陕西宁陕某磁铁矿精矿铁品位67.30%、Si O_26.00%,以其为研究对象进行了制备高纯铁精矿的试验研究。讨论了试验工艺流程、磨矿细度、磁场强度等因素对高纯铁精矿制备的影响,确定了制备高纯铁精矿的试验工艺流程和最佳工艺参数。通过阶段磨矿磁选的工艺流程,最终获得了产率为92.90%,TFe品位为71.32%,Fe回收率为97.00%,Si O_2含量为0.587%的高纯铁精矿。     

提高铁精矿细度的探讨

针对选矿厂长期存在的铁精矿粒度粗的问题,从一段磨矿的局限性和磨前预选工艺的负面影响简单地分析原因,通过对分级溢流和铁精矿进行筛析研究．提出了应用高频细筛分别控制分级溢流或铁精矿粒度的两套改造方案。     

铁精矿提铁降硅工艺改造实践

针对庙沟铁矿铁精矿品位低、SiO2含量高的特点,研究提铁降硅工艺,采用三段磨矿、两段MVS细筛分级、两次磁场筛选机精选、磁筛中矿采用细筛再磨工艺单独处理的新工艺,取得了较好的指标.     

The kinetics of iron dissolution from chromite concentrate

The aim of the present investigation is to reduce the Fe/Cr ratio of chromite concentrate so that it can be used for the production of ferrochrome. For this purpose the dissolution of iron from chromite concentrate in sulphuric acid was investigated in the temperature range 303 to 363 K. The effect of stirring rate, temperature and particle size on dissolution rate were studied. During the initial stages of the process, chemical reaction at the mineral surface is rate controlling, while during the later stages diffusion through the product layer is rate controlling. Overall the process follows the mixed control model embodying both chemical reaction and diffusion. The activation energy for dissolution of iron was found to be in the range of 23 to 26.7 KJ/mole.     

高磷铁精矿降磷试验研究

本文针对某高磷铁精矿进行降磷试验研究,采用了细磨-多次磁选,反浮选,化学浸出等多种方法降磷.研究结果表明:该铁精矿采用常规分选法难以获得符合冶炼要求的产品,而化学浸出法可以有效降磷,但碱浸成本较高,酸浸降磷则较为经济可行.盐酸、硝酸、硫酸浸出均可获得磷含量合格铁精矿,但硝酸价格较高,因此采用盐酸和硫酸为浸出剂.在适当条件下,硫酸和盐酸浸出均可获得铁品位60.5%以上、磷含量0.18%的铁精矿产品.     

铁精矿理论品位预测新方法——攀枝花铁精矿工艺矿物学研究

对攀枝花LYM原矿和铁精矿做了详细工艺矿物学研究,发现在原矿性质和工艺流程都近似的前提下,加大磨细度、大幅减少磁选机作业,铁精矿品位高于原单矿物法測定的理论精矿品位。通过MLA等先进方法分析,认为是钛磁铁矿矿物内部结构特征决定了精矿品位的变化,从而确定了铁精矿理论品位预测的新方法。     

采用SR捕收剂提高铁精矿质量的研究

介绍了采用一种新型捕收剂ＳＲ提高包头原生磁铁矿质量的研究。试验结果表明在提高该铁精矿质量方面，ＳＲ捕收剂明显优于选矿厂使用的ＳＬ捕收剂，而且两药剂处理吨矿成本非常接近。     

超级铁精矿高效制备试验研究

以辽宁某地TFe品位67.48%的商品铁精矿为原料进行了超级铁精矿制备试验。采用搅拌磨替代球磨机作为磨矿设备解决了铁精矿细磨过程中能耗高、磨矿效率低的问题。根据原料性质,采用再磨-磁选-反浮选工艺可获得TFe品位72.14%、回收率52.46%、SiO_2含量0.20%的超级铁精矿。     

辽宁某铁精矿深度选别实验研究

以辽宁某鞍山式沉积变质铁精矿为研究对象,采用"预先筛分-闭路磨矿分级-磁选-阳离子反浮选"工艺进行深度选别实验研究.在预选筛分筛孔宽度0.074 mm,塔磨机磨矿产品细度-0.038 mm占90％,阳离子反浮选粗选、精选1和精选2的十二胺分段添加量为100+50+20 g/t(折合原矿药剂单耗52.36+26.18+10.47 g/t)的条件下,分别获得产率23.76％,铁品位71.65％,酸不溶物含量0.15％的超级铁精矿和产率76.24％,铁品位66.67％的副产铁精矿.