某铜矿综合回收试验研究

采用选冶联合流程综合回收新疆某铜矿中有价金属。结果表明,先采用铜浮选得到品位18.01%的铜精矿,铜回收率达90%。选铜尾矿再磁选得到含钪54g/t、铁59.28%和钛19.08%的强磁精矿。强磁精矿在液固比5∶1、90℃、12 mol/L盐酸浸出2h时,钪、铁、钛的浸出率分别为92.58%、80.97%和13.88%。酸浸液采用P204+TBP萃取钪,钪萃取率达90%,总回收率85%以上;采用N235萃取铁,铁萃取率达99%,总回收率80%以上;采用酸浸—水解回收钛,钛总回收率85%以上。     

硫铁精矿焙砂提高铜浸出率试验研究及生产应用实践

某冶炼厂采用焙烧工艺处理硫铁精矿生产硫酸及铁精粉,同时采用酸浸-萃取-电积工艺综合回收其中的铜,采用800℃进行焙烧脱硫,铜浸出率仅50%左右。对影响铜浸出率的关键因素进行考察得知,焙烧指标是影响铜浸出率的关键因素。因此在马弗炉中进行温度焙烧试验,考察了焙烧温度、焙烧时间和料层厚度对铜浸出率的影响。结果表明,在650℃低温环境中进行焙烧,料层厚度0.5 cm,焙烧时间1.5 h,烧渣后续酸浸,相比常规800℃高温焙烧,铜浸出率提高至70%以上,通过采取延长焙烧时间和合理配矿等措施,铁精粉中硫和铁含量指标不受影响。     

从镍湿法冶炼系统黄钠铁矾渣中综合回收铜镍

研究了采用氧化焙烧-酸浸工艺从镍湿法冶炼黄钠铁矾渣中浸出铜和镍,考察了焙烧温度、焙烧时间、浸出液固体积质量比、硫酸质量浓度对铜、镍浸出率的影响。试验结果表明:采用氧化焙烧-酸浸工艺,在适宜条件下,铜浸出率达97%以上,镍浸出率达95%以上。     

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜

采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明,焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为:焙烧添加剂NaOH用量为6 %,温度630 ℃,焙烧时间3 h,硫酸浓度1 mol/L,酸浸液固体积质量比5:1,酸浸温度50 ℃,酸浸4 h,氰化纳浓度3 ‰,氰化浸出液固体积质量比5:1,常温氰化72 h.在上述条件下,金、银、铜浸出率分别达到93.53 %、75.37 %、94.23 %.      

微波加热低品位稀土精矿酸浸实验研究

针对稀土精矿高温酸浸焙烧钍难回收、成本高而低温酸浸焙烧又效率低的问题,采用"微波加热低温酸浸"新工艺,研究了低品位稀土精矿硫酸焙烧浸出的过程。实验首先考察了微波加热稀土精矿硫酸焙烧的升温特性,重点探讨了微波加热的焙烧温度、酸矿比、焙烧时间对酸浸矿稀土浸出率的影响,同时考察了不同焙烧温度下水浸渣中钍的残留率。实验结果表明:稀土精矿微波酸浸焙烧的升温速率随着酸矿比和微波功率的增加而加快;而且随着温度的升高、酸矿比和焙烧时间的增加,微波加热酸浸稀土精矿的浸出率提高,其浸出的最佳条件为:焙烧温度220℃,酸矿比1.5,焙烧时间8 min;此条件下的稀土浸出率为92.55%,且水浸渣中的钍未生成焦磷酸钍,可用于下一步提取。与现行的稀土精矿硫酸高温焙烧生产工艺和常规的低温酸浸焙烧工艺相比,微波焙烧低温酸浸工艺更具优势,在保证稀土较高浸出率和后续工艺能回收钍的基础上,将焙烧时间缩短为常规低温酸浸工艺浸出时间的1/15,从而提高了浸出效率。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

硅质钒矿硫酸熟化常温水浸提钒

以陕西某地硅质钒矿为研究对象,进行了单一硫酸浸出、硫酸助浸、空白焙烧—浸出、硫酸熟化—常温水浸提钒探索试验,确定出硫酸熟化—常温水浸工艺更适用于硅质钒矿,同时考察了熟化温度、熟化时间、熟化硫酸及水用量、矿石粒度、浸出温度对钒浸出率的影响。结果表明,在熟化硫酸用量15%、熟化水用量10%、熟化温度130℃、熟化时间4 h、原矿粒度-8 mm、熟料浸出液固比1.5、常温浸出3 h的条件下,可获得78%左右的钒浸出率。该硅质钒矿经硫酸熟化后水浸,浸出温度对钒浸出率影响小,可采用"熟化-柱浸(堆浸)"工艺进行提钒。     

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。     

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸研究

研究了多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸过程及各种因素对浸出的影响。研究结果表明:在不苛刻的条件下经加压酸浸,多金属硫化精矿中锌浸出率可达99%以上,铜浸出率可达90%以上,而铅、银则98%以上进入浸出渣,元素硫产出率约70%。     

某微细粒嵌布难处理金矿石多金属综合回收试验研究

针对某含碳、低硫、微细粒嵌布难处理金矿石进行多金属综合回收试验。试验结果表明原矿采用氢氧化钠碱性氧化预处理—氰化浸出—浸渣磁选综合回收工艺流程,可获得金浸出率88. 40%,铁回收率75. 23%,精矿铁品位61. 35%的工艺指标。     

某含铜金精矿焙砂硫脲浸出试验研究

某含铜金精矿焙砂中铜含量高,直接进行酸性硫脲浸出,铜会对硫脲浸出产生不利影响。针对该含铜金精矿焙砂性质特点,进行了酸浸脱铜、硫脲浸出试验研究。结果表明:经过酸浸脱铜预处理后,采用硫脲浸出工艺处理该含铜金精矿焙砂,金浸出速率较快,且金浸出率相对较高;在优化条件下,经过1 h的硫脲浸出,金浸出率可达92. 2%,银浸出率可达48. 6%;硫脲浸出工艺可实现快速高效回收金精矿焙砂中金的目的。     

某碳质金矿石加压预氧化—氰化工艺研究

国内西南某碳质难处理金矿石,其金精矿金品位25.16 g/t,硫化物包裹金占比达94.91%,且有机碳高达6.23%。针对矿石性质,进行了加压预氧化—氰化工艺研究。结果表明:原矿、金精矿常规氰化金浸出率分别仅为14.69%、10.73%;金精矿与原矿混合配矿,利用酸性热压氧化—氰化工艺进行处理,S~(2-)氧化率达99%以上,硫化物包裹金得以裸露,当有机碳为4.27%时,金氰化浸出率在95%左右;控制初始硫质量分数为23.2%,可实现系统酸平衡;氧化液返回酸化不影响硫的氧化和金的回收,且可减少生产成本。     

烟道灰中铜锌锰的分离与回收

采用碱浸—沉淀法回收锌,酸浸—置换法回收铜及酸浸—沉淀法回收锰使烟道灰中的铜、锌、锰得到分离回收。通过正交实验得到最优化工艺。碱浸法最优化工艺:固液比为1∶4,NaOH浓度为10%,反应温度为65℃,反应时间2 h,锌浸出率达到97.6%,所得ZnCO_3渣含锌量达50.0%,回收率达96.0%;酸浸法最优化工艺:固液比为1∶5,硫酸浓度为7.5%,反应温度为60℃,反应时间2 h,其铜、锰浸出率分别达到96.0%,95.0%;铁置换法最优化工艺:初始pH值为2.0,铁过量系数为1.15,反应温度为65℃,反应时间2 h,铜回收率达98.0%,铜含量达90.5%以上;利用沉淀法回收锰得MnO_2,锰回收率达99.0%以上,锰含量达55.0%以上。     

富钴结壳选冶方案配置与试验

针对富钴结壳开采过程中不可避免会产生夹带部分基岩的问题,采用选冶联合工艺处理富钴结壳,考察了不同选矿（浮选、强磁选、重磁选）—二氧化硫还原酸浸联合工艺对技术经济指标的影响,并对不同采矿贫化率（10%、20%、30%）条件下的选冶指标进行了分析。结果表明,富钴结壳采用选冶联合工艺才能经济处理,三种选冶方案配置中,强磁选矿—冶炼配置相对较好,浮选—冶炼配置方案次之,重磁选矿—冶炼配置方案较差,具体选矿工艺可根据实际情况选择。原矿相较于精矿,在二氧化硫平均用量增加9.4%,硫酸平均用量增加6.7%的条件下,镍钴锰浸出率基本持平,达到90%以上,精矿的二氧化硫和硫酸消耗更少,更具成本有优势。     

镍钼矿全湿法浸出工艺研究

采用酸性氧化浸出-酸渣碱浸工艺对镍钼矿进行了浸出回收。结果表明:在盐酸用量为0.52 mol(每100 g原矿),固体氧化剂N1用量为原矿质量的60%,液固比为3∶1,温度90℃左右,浸出时间2 h的条件下,镍、钼浸出率分别为92%、60%;在氢氧化钠用量为酸浸氧化后干渣质量的45%,液固比为3∶1,温度40~50℃左右,浸出时间15 min的条件下,钼浸出率可达90%以上,钼的总回收率在96%以上。该工艺流程简单、能耗较少、镍钼回收率高,可避免火法脱硫的烟气污染。     

高铜钼精矿湿法浸铜工艺试验研究

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。     

某高砷难处理金精矿回收有价元素试验

采用两段焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从某高砷难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,一段焙烧温度550℃,二段焙烧温度630℃,酸浸时间90min,控制终点pH 1.0时,铜浸出率达到82.44%;酸浸渣细磨至-0.039mm占88.9%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.98%。     

含铜难处理金精矿铜回收试验及工程化应用

采用配料—焙烧—酸浸—氰化工艺从含铜难处理金精矿中综合回收有价金属,铜、金、银的浸出率分别为95.15%、98.18%、65.20%。在实验室研究基础上开发出的金精矿独特配料技术,使得铜浸出率大幅提高,工程化应用后综合经济效益明显提升。     

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。