某难处理氧化铜矿酸浸实验及动力学分析

针对以硅孔雀石为主的高结合率、高钙镁难处理铜矿的进行了酸浸动力学研究,考察了温度、硫酸浓度、搅拌强度和矿石粒径对铜浸出率的影响.结果表明:铜浸出率随温度和硫酸浓度的增大而提升,搅拌强度对铜浸出率影响较小,铜浸出率随矿石粒径的减小先增大后减小,这可能是由于原矿钙镁含量高,当磨矿细度过细钙镁充分解离,一旦矿石和硫酸接触,钙镁和硫酸迅速反应消耗大量的酸,导致铜的浸出率降低.采用SEM-EDS和XRD对浸出前后矿样进行表征,结果表明碳酸钙与硫酸反应生成硫酸钙沉积在颗粒表面形成固态产物层,阻碍浸出反应.动力学分析表明该浸出过程受固态产物层扩散控制,反应表观活化能为11.43 kJ/mol.     

机械活化对氧化锌矿碱法浸出及其物化性质的影响

研究了不同活化时间、活化方式对云南兰坪低品位氧化锌矿碱法浸出的影响. 结果表明,当浸出液NH4Cl浓度2.0 mol/L、NH3×H2O浓度1 mol/L、温度30℃、浸出液与浸出矿样液固比为10 L/g时,未活化矿样浸出90 min浸出率仅为60.08%,而活化90 min矿样浸出90 min的浸出率为69.36%,为可浸出含锌物相的103.97%;先磨后浸的强化效果优于边磨边浸. 不同活化时间、活化方式不仅造成矿物的形貌、粒度分布不同,而且使矿样在球磨过程中的物相转化存在差异：活化与浸出步骤分离时,球磨过程发生了机械化学反应,矿样中ZnS被氧化成利于浸出的物相,从而比两步骤合并的浸出效果好.     

褐铁型高锰红土矿微波预处理-酸浸提取镍钴

以褐铁型高锰红土矿为研究对象,采用微波预处理-酸浸工艺提取Ni、Co。对矿样物相组成及Ni、Co、Fe、Mn等主要元素赋存状态进行X射线衍射（XRD）和电子探针（EPMA）表征,研究常压条件下硫酸浓度、浸出时间、浸出温度等因素对微波预处理矿样中Ni、Co浸出效果的影响。结果表明：矿样中镍钴品位较高但物相结构复杂,Ni主要与Mn以NiMn₃O₇?3H₂O形式赋存,Co伴生于针铁矿和碱式氧化锰中;在最优浸出条件下,即硫酸浓度300g/L、浸出时间5h、浸出温度90℃、液固比6∶1（以mL/g计）、搅拌速度280r/min,Ni、Co浸出率分别达到95.4%和97.1%,与相同浸出条件下未经微波处理的矿样相比,Ni、Co浸出率分别提高了69.4%和70.1%,实现镍钴的高效浸出;对比微波处理前后矿样XRD图谱,发现微波作用下矿物中Ni、Fe、Mn等物相结构出现明显转变,利于Ni、Co酸浸反应。     

碳酸铜矿中钴的选择性浸出

对碳酸铜矿中铜、钴浸出过程的反应及行为进行了分析。在大量实验的基础上,结合理论分析,探讨了浸出条件对矿样中钴选择性浸出的影响,进而确定了钴选择性浸出的实验室最佳条件为:浸出时间3 h,浸出温度70℃以上,pH为5,液固体积比为5∶1,浸出液中添加质量浓度为27.11 g/L的硫酸铜溶液1.5 mL。实验结果表明,该条件下钴的浸出率可达到78.37%,铜的浸出率仅为0.04%,实现了钴与铜的有效分离,可以优先浸出钴,实现钴资源的充分利用。     

不同种类无机酸浸出钢渣中磷、铁元素的研究

为了促进钢渣中磷的高效浸出,降低浸出过程铁的损失,研究了钢渣中磷、铁元素在盐酸、硝酸、硫酸中的溶出行为,考察了浓度、反应时间、反应温度、酸溶液与渣样液固比及混合酸等因素对钢渣中磷、铁元素浸出率的影响。结果表明,酸浓度、反应时间、液固比对磷、铁元素浸出率有较大影响,反应温度的影响不明显,当钢渣平均粒径为65μm,酸浓度为0.1 mol/L,反应时间为10 min,搅拌速率为800 r/min,温度为298 K,液固比为80∶1 mL/g时,最优磷浸出率为99.07%;磷和铁在硫酸溶液中的浸出率最高,而在硝酸及盐酸溶液中的浸出效果相差不大;混合酸溶液的浸出效果要优于单酸。浸出前,渣样呈不规则块状,表面致密。酸浸后,渣样颗粒表面呈蜂窝状,有大量孔洞形成。     

非洲某氧化铜钴矿高效浸出钴铜的工艺研究

针对非洲某氧化铜钴矿还原浸出工艺,研究了矿样粒度、单还原剂和双还原剂、硫酸浓度、浸出时间、浸出温度、液固比等因素对钴铜浸出率的影响。结果表明:双还原剂优于单还原剂;最佳工艺条件为:球磨矿样粒度120目,加入浓硫酸使其质量浓度为0.15 g/L;按照先后顺序加入自来水体积8%的双氧水+矿样质量10%的亚硫酸钠,液固比为5∶1,浸出温度70℃,浸出时间30 min。钴、铜浸出率分别为99.01%和98.44%,浸出渣中w(Co)为0.12%、w(Cu)为0.052%。该最佳工艺条件可适用于非洲w(Co)为0.62%～8.88%的复杂品位氧化铜钴矿,尤其是低品位氧化铜钴矿处理。     

铀矿石化学浸出与细菌浸出沉淀产物的比较

为了研究细菌在铀矿石细菌浸出中的作用及产物,设计了Fe~(2+)浓度分别为2.01和4.63g/L的化学浸出和细菌浸出4种矿粉实验与Fe~(2+)浓度为4.63g/L的化学浸出和细菌浸出2种矿块实验.监测了矿粉浸出体系中pH值、Eh值及铀浓度随时间的变化,并对铀矿石化学浸出和细菌浸出的矿块表面形貌、元素及矿物组成进行了分析.结果表明,在4种矿粉浸出体系中,Fe~(2+)浓度分别为2.01和4.63g/L的化学浸出铀矿石浸出率分别为64.86%和69.13%,细菌浸出浸出率分别为94.35%和92.80%.试块化学浸出后表面主要为硅酸盐类矿物,细菌浸出后表面主要是黄钾铁矾类矿物.细菌浸出体系中含适量铁可有效降低沉淀量,提高浸出率.     

常压碱浸出提硼的工艺研究

含硼尾矿是铁硼镁矿选铁后的尾矿,回收其中的硼元素是目前亟待解决的问题,常压碱浸出提硼工艺有操作安全、无杂质引入的优势。本文采用常压、苛性钠浸出的方法提取硼,研究了浸出温度、时间、碱质量分数、液固比、搅拌速度以及矿样粒度对浸出率的影响。当浸出温度为100℃,时间为4h,碱质量分数为16%,液固比为5∶1,搅拌速度为180r/min,矿样粒度为100目(0.147mm)时,浸取率可达到82.2%左右。     

微波焙烧预处理难浸金矿物

采用微波焙烧法对难浸金矿进行了预处理,并对金的赋存状态、物相及焙砂的微观组织进行了分析.结果表明,金以微粒金和次显微金存在,赋存状态为以硫化物包裹金和石英包裹金为主,需进行预处理打开硫化物包裹金,才能有效提高金浸出率.微波焙烧预处理,焙烧时间为15 min、温度为480℃时,氰化浸出率为92.03%;常规焙烧预处理,焙烧时间为35 min、温度770℃时,氰化浸出率为86.63%.经微波焙烧预处理后的焙砂,矿物界面变得疏松,颗粒表面产生了大量的孔隙,有利于矿物内的金与浸出剂接触,提高金的氰化浸出率;采用常规焙烧预处理后的焙砂,颗粒表面形貌没有明显的变化.     

冶炼废渣中铜、锌浸出的研究

主要研究了冶炼废渣中铜、锌的浸出,通过对废渣成分的分析选择了氨性浸出,首先通过四因素三水平的正交试验得到了氨性浸出的优化条件:石灰用量5%,碳酸氢铵用量30%,固液质量比为1:4,浸出时间为36 h,铜、锌的浸出率分别为58.6%和42.6%,由正交试验可以看出碳酸氢铵用量为显著因素.然后考察了石灰用量、碳酸氢铵用量、固液比、浸出时间以及氧化剂5个因素对铜锌浸出的影响,优化了氨性浸出的条件,在石灰用量5%,碳酸氢铵用量30%,固液质量比1:4,浸出时间36 h,氧化剂(次氯酸钠)用量6%的条件下铜、锌的浸出率分别为76.4%和63.4%.对同一矿样多次浸出铜、锌浸出率分别达到90.1%和84.1%.     

混合铜矿酸浸动力学实验与计算

以混酸(H2SO4+HNO3)为浸取剂研究了混合铜矿浸出动力学,详细考查了温度、粒度以及浸取剂的浓度对反应速率的影响.结果表明:浸出过程的控制步骤为化学反应过程,浸出过程的表观活化能为45.73 kJ/ml,根据研究结果建立了反应的动力学方程.     

铜萃取的研究进展

浸出-萃取-电积工艺（BL-SX-EW）是从低品位铜矿和含铜废料中回收铜的有效方法之一。本文主要介绍了国内外关于铜萃取的研究进展,简述了铜萃取剂的类型,对不同类型萃取剂的性能、结构及使用进行了综述,比较了各种铜萃取剂对铜萃取的优化条件。同时对铜萃取的应用前景进行了展望。     

多金属复杂硫化铜矿中有价金属的分离研究现状与进展

综述了复杂铜铅硫化矿中铜锌及铅等有价金属的分离回收技术。通过阐述最近的几种处理复杂硫化铜矿的方法,分析和比较了各处理方法的特点,展望了研究趋势。指出:氧化焙烧预处理-浸出法和硫酸化焙烧-水浸法尽管工艺流程短且简单,但焙烧过程产生的SO₂气体对环境污染严重;硫化焙烧-酸浸法能有效降低SO₂气体的排放量,但其焙烧条件苛刻,难以实现工业化;高价铁盐浸出法存在高价铁盐损耗大、再生难的问题;使用氯盐体系直接浸出时还存在Cl^-对设备腐蚀严重等问题;而氧压浸出和微生物浸出虽然也存在一些不足,但在处理复杂硫化铜矿过程中无有害废气产生,环境友好并且硫以单质硫的形式回收,能有效解决硫酸储存难问题,相信其在今后处理复杂多金属硫化矿中具有广阔的发展前景。     

硫铁矿尾矿中铜的硫酸浸出

采用酸浸法提取硫铁矿尾矿中有价元素铜。研究了硫酸质量分数、浸出时间、矿石粒度、矿石投加量、浸出温度和转速对铜浸出的影响。在单因素实验的基础上,采用正交实验法对浸出工艺条件进行优化。采用扫描电镜(SEM)和能谱仪(EDS)对酸浸前后尾矿表面的微观形貌进行了分析,初步探讨了酸浸反应后期抑制Cu浸出的影响机制。结果表明,酸浸铜的最佳工艺条件为：硫酸质量分数30%、浸出时间6 h、矿石粒度150 ?m、矿石用量5 g、浸出温度108℃、转速440 r/min,在此条件下,铜的浸出率为50.68%。扫描电镜和能谱分析表明,浸出残渣表面被微米级的二氧化硅颗粒紧密包裹,钝化了后期的浸出反应。     

低品位铜矿中提取铜工艺条件的研究

研究硝酸、硫酸混酸浸取低品位铜矿,探求低品位铜矿中提取铜最佳工艺条件。结果表明:液固比为4∶1,硫酸浓度50g/L,硝酸浓度150g/L,反应温度80℃,反应时间8小时。在此浸出条件下,铜的浸出率可达96.8%。     

浮选-浸出处理土耳其氧化铜矿工艺

采用浮选-浸出处理含铜2.09%的土耳其氧化铜矿,该矿有用矿物主要为孔雀石、蓝铜矿、硅孔雀石及少量硫化铜,铜矿物氧化率高,嵌布粒度较细,矿石易泥化. 通过浮选回收易浮的硫化铜和部分孔雀石和少量蓝铜矿,获得品位25.04%、回收率为57.25%的浮选铜精矿,浮选尾矿中的蓝铜矿和硅孔雀石采用硫酸浸出,含铜量由0.94%降至0.05%,浸出率达94.68%,实现了目的矿物的有效回收.     

浅谈地表堆浸的矿堆酸化

对于酸耗较高的矿石堆,酸化时间较长,如果酸化过程控制不当,将会带来一定的问题和麻烦,轻者可能降低矿堆的渗透性,使堆浸周期延长、浸出率降低;重者可能造成局部板结,甚至造成整堆报废。通过矿堆酸化过程的分析,找出了影响矿堆酸化的主要因素,提出了改善矿堆酸化效果的措施。对铀矿堆浸生产有一定的指导意义,对金、银、铜等矿石堆浸有一定参考价值。     

高碱性铜尾矿的黑曲霉生物浸出

以湖南某高碱性铜尾矿为研究对象,进行了黑曲霉摇瓶浸出实验,研究了浸出时间和PSA培养基成分、含量对铜浸出的影响. 结果表明,浸出时间为7 d时,铜浸出率最高,随浸出时间延长,铜浸出率显著下降. PSA培养基中的马铃薯和蔗糖含量对铜浸出有明显影响,马铃薯含量为200 g/L、蔗糖含量为20 g/L时,铜浸出率最高. 在接种量0.02%(j)、矿浆浓度50 g/L、温度30℃、转速200 r/min、浸出时间7 d、马铃薯和蔗糖含量分别为200 g/L和20 g/L条件下,铜浸出率可达79.03%.     

铜湿法冶金现状及发展趋势

随着铜矿石开采品位逐年下降,难处理矿石逐渐增加以及二氧化硫造成的环境污染越来越严重,近年来人们对湿法炼铜（＂浸出—萃取—电积＂技术）给予了很大的关注。就目前数种湿法冶金方法进行评述对比,并对其发展前景进行了展望。     

Investigation of selective leaching and kinetics of copper from malachite ore in aqueous perchloric acid solutions

In this study, the leaching kinetics of malachite in perchloric acid solutions was investigated. The dissolution behaviors of copper, zinc, and iron in the ore matrix were determined at different acid concentrations and reaction temperatures. It was observed that the concentration of perchloric acid had a major effect on the dissolution of copper, zinc, and iron. It was determined that the effect of temperature on the dissolution of these species was not as significant as concentration impact. The results obtained shown that copper in the ore matrix was completely leached while zinc and iron were partially dissolved in perchloric acid solutions. In addition, the effects of the acid concentration, reaction temperature, stirring speed, particle size, and solid-to-liquid ratio on the leaching of malachite were researched. In these experiments, it was observed that the leaching rate of copper increased with increasing solution concentration, stirring speed, and reaction temperature, and with decreasing solid-to-liquid ratio and particle size. A kinetic analysis was performed, and it was found that the rate of leaching reaction obeyed the mixed kinetic control model in the unsteady state. The activation energy of the leaching process was calculated to be 34.69 kJ/mol.