黑铜泥碱性浸出工艺及机理探讨

以黑铜泥为原料,研究黑铜泥碱性浸出的工艺条件,从而使Cu、Sb、Bi和As有效分离,并探讨浸出过程的动力学机理.实验结果表明:在最佳碱浸条件下,黑铜泥中As的浸出率为92.84%,Cu的浸出率为1.43%,Sb的浸出率为2.92%,Bi的浸出率为1.26%.黑铜泥碱浸出过程在动力学上符合液-固反应的收缩性未反应核模型,...     

黑铜泥酸性浸出及铜砷分离研究

研究黑铜泥酸性浸出的工艺条件,合适的工艺条件使Cu、As与Sb、Bi有效分离,最终实现Cu、As的综合回收.实验结果表明,最佳酸浸条件为:H2SO4浓度为1 mol/L,温度80℃,液固比为10:1,浸出时间为4h,空气流量为0.7 m3/h,搅拌速度为400 r/min.在最佳酸浸条件下,黑铜泥中Cu、As、Sb、B...     

砷滤饼制备砷酸铜的影响因素及工艺优化

采用氢氧化钠溶液浸出硫化砷滤饼,有效实现As与Cu和Bi等金属的分离,对浸出液经氧化脱硫后配入黑铜泥的酸性浸出液制备砷酸铜.研究结果表明:当NaOH的浓度为1.5mol/L、液固比10∶1、反应温度70℃、反应时间1.5h、搅拌速度为400r/min时,硫化砷滤饼中As的浸出率达到96.56%,Cu浸出率仅为0.12%;经氢氧化钠浸出,浸出渣中Cu、Bi的质量分数分别从原来15.93%和1.96%增加到56.31%和6.92%,使Cu和Bi得到高度富集;所制备的砷酸铜w(Cu)>29.8%,w(As)>26.19%,砷酸铜的结构式为Cu5As4O15.9H2O.     

AC法处理高锑低银类铅阳极泥--铜和铋的回收

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋,综合回收了铜、铋、锑,并使其得到了较大程度的分离,Cu,Bi和Sb的置换率分别为99.75%,96.74%和99.45%;置换渣含铜53.73%,含铋20.79%.用硫酸浸铜法,实现了铜 锑、铜 铋的有效分离,最终铜以硫酸铜产出,品位为93.74%～96.21%,Fe含量为1.13%～1.47%,回收率为93.33%;用稀盐酸浸出铋 锑渣,铋以含Bi69.70%的铋精矿产出,直收率及总回收率分别为90.87%和94.73%,此外还产出Sb含量为36.21%的锑渣,返回氯化浸出过程,总回收率为94.06%.     

脱除铜阳极泥中贱金属的预处理工艺

提出用碱性NaOH体系加压氧化浸出和硫酸浸出相结合的工艺预处理铜阳极泥,即铜阳极泥在碱性NaOH体系加压氧化浸出,使As和Se氧化后溶解,Cu和Te被氧化后沉淀,然后用硫酸溶液浸出碱性浸出渣中的Cu和Te,实现铜阳极泥中贱金属的有效脱除.研究结果表明:无论碱性直接浸出或酸性直接浸出,都不能有效分离铜阳极泥中的有价金属;不同强化方式下的碱性KOH体系浸出过程,都不能达到同时脱除As和Sb的目的;碱性NaOH体系加压氧化浸出在NaOH浓度为2.0 mol/L和温度为200℃时,不仅在碱性浸出过程As和Se的浸出率都达到99.0％以上,而且碱性浸出渣硫酸浸出时Cu和Te的浸出率分别达到95.64％和77.38％.     

湿法炼铜工艺研究

本文概要总结了我国湿法炼铜的历史进程,湿法炼铜的工艺,以及湿法炼铜给铜工业带来的影响,详细分析了各种湿法炼铜浸出方法,包括酸浸法、氨浸法、细菌浸出法、加压浸出法以及氯化物浸出和硫酸铁浸出等方法。     

含铜难处理金矿选择性浸出试验研究

针对某含铜难处理金矿进行了碘化法和石硫合剂(lime sulfur synthetic solution,LSSS)法的选择性浸金的研究。结果表明,在碘单质质量浓度为8g/L,浸出时间为2h的条件下,碘化法浸出金的浸出率为88.1%,而且铜的浸出率不足1%。在石硫合剂质量分数为25%,浸出时间为6h的条件下,LSSS法浸出金的浸出率仅为73.5%。对比碘化浸出和石硫合剂浸出效果可知,碘化法对该含铜难处理金矿不仅浸出速度快、浸出率高而且铜几乎不被浸出,具有很强的选择性浸金作用。     

含钴矿石摇瓶生物浸出比较试验的研究

对含钴矿石进行了工艺矿物学研究,明确了该含钴矿石的主要化学成分、粒度分布、矿物组成与嵌布特征.研究表明,硫化矿物主要为硫铜钴矿、黄铜矿、斑铜矿、辉铜矿、铜蓝、黄铁矿等.硫铜钴矿大多数以单体形式赋存,还有一部分为连生体.该含钴矿石含钴163%,铜105%,铁124%,硫1500%.用实验室驯化培养的具有良好抗钴性能的ZY101菌种对此含钴矿石进行摇瓶浸出实验研究,浸出结果表明:利用优良菌种浸出,钴浸出率达8571%.对比生物法与非生物的高铁溶液浸出,生物法钴浸出率提高6326%,耐钴ZY101浸矿菌浸钴效果显著.     

用AC法处理高锑低银类铅阳极泥--氯化浸出和干馏的扩大试验

为提高银的回收率和解决环境污染问题,用AC法进行了处理高锑低银类铅阳极泥流程中氯化浸出、干馏和蒸馏等过程的扩大试验;并用氯气再生的A#CA为氧化剂,循环氯化浸出,以实现"贵、贱"金属彻底分离.实验结果表明贱金属锑、铜、铋、锡的浸出率大于98%,银入渣率大于97%;用聚四氟乙烯筒内衬干馏筒,用热风直接加热和用搪瓷冷凝管冷凝干馏气体,干馏装置运转正常;锑馏出率为84.09%,锑和银的回收率分别为98.55%及98.97%,并产出含Sb高达650 g/L的纯SbCl3,杂质元素Cu,Bi,Sn,Fe,Pb与Sb的质量比为3.5×10-6～3.4×10-4的纯SbCl3溶液,蒸馏脱砷后液As与Sb的质量比为1.3×10-4,适合于对锑进行深度加工.     

焙烧-浸出法分离回收白合金中的有价金属

白合金是铜钴矿冶炼过程的中间产物,存在大量钴、铜、铁金属元素,其中酸性溶液中的铁、钴分离是白合金湿法回收的难点之一。采用焙烧-浸出法分离回收白合金酸浸生成的硫酸铁-硫酸钴混合溶液。通过设计单因素实验探索最佳工艺条件,采用X射线衍射(XRD)以及扫描电子显微镜(SEM)研究白合金有价金属分离过程中的物相变化。研究结果表明：在硫酸浓度为1.9 mol/L、浸出温度为90℃、浸出时间为60 min和液固比为5:1 (L/g)的最佳条件下,白合金中钴和铁的浸出率达到91.78%和98.67%,而铜在硫酸溶液中保持稳定的斜方蓝辉铜矿结构残留在滤渣(含铜渣)中;随后将滤液浓缩结晶得到水合硫酸铁-硫酸钴混合晶体,并在600℃下焙烧,使硫酸铁热分解成难溶于水的氧化铁,而硫酸钴保持稳定,经水溶浸出后测得钴、铁浸出率为98.5%和0.1%,达到理想分离效果;最后将含铜渣在450℃下焙烧,形成硫酸铜-氧化铜化合物,经过酸浸可完全回收有价金属铜。     

氨浸法从含铜污泥中回收铜的研究

采用氨浸法和离子交换相结合的方法回收含铜污泥中的铜,实验结果表明：氨水浓度为12％,温度为35~C,搅拌速率为350r／min,固液质量体积比为1;3,反应时间为50min,铜的浸出率在95．9％．浸出液经离子交换树脂富集后,铜的浓度可提高20倍,氨水可循环使用。     

低品位钼精矿的钼提取研究

采用焙烧—氨浸—渣碱浸工艺对某低品位钼精矿进行钼提取的研究.结果表明,碳酸钠的加入能有效分解钼酸钙,提高钼的提取率.焙烧—氨浸阶段最优工艺条件为焙烧温度600℃,焙烧时间2 h,氨浸温度80℃,氨水过量系数1.4,碳酸钠用量467 kg/t,液固比4.浸出渣中的钼分别采用酸法(HCl)和碱法(Na2CO3+NaOH)进行提取.结果表明:酸法仅可回收渣中34.92%的钼,而且操作过程不易控制,不适合实际应用;碱法(Na2CO3+NaOH)处理工艺中碳酸钠用量533 kg/t,氢氧化钠用量433 kg/t.放大实验结果显示整个流程钼的回收率达到96.8%.     

从磷酸废砷渣中回收砷的碱浸工艺研究

根据目前广西区大量砷渣得不到有效利用的现状,以磷酸净化过程中产生的含砷废渣为原料,通过物相分析确定了碱浸出法回收砷的工艺,考察了浸出温度、摩尔比、液固比和反应时间等工艺条件对砷浸出率的影响。结果表明,n(NaOH)∶n(As2S3)是影响砷浸出率的主要因素,较适宜的碱浸工艺条件为:浸出温度为70℃,n(NaOH)∶n(As2S3)=6.0∶1,液固比=6.0∶1,反应时间为30 min,在此条件下砷浸出率可达97.1%。在现有基础上,该工艺为磷酸废砷渣的综合利用提供了一条简单高效的技术路线。     

复杂银铜精矿的沸腾焙烧综合回收工艺

采用沸腾焙烧综合回收工艺对呷村复杂银铜精矿难浸出问题进行实验,以沸腾焙烧脱硫、脱砷→硫酸浸出铜、锌→氯盐浸出锑、银→NaClO3氧化浸金→碳铵转化铅的工艺进行处理,实现铜、锌、银、锑、铅、金、砷和硫等有价元素的综合回收.在硫酸化沸腾焙烧过程中控制1·1倍空气过剩系数、0·25~0·35m·s-1的工况炉膛线速度以及600~630℃的焙烧温度,可以避免高铅复杂银铜精矿的烧结,脱硫率为49·68%,烟气中SO体积分数为5·5%可满足制酸要求.     

硫脲法浸取硫化金矿的工艺改进研究

本文研究了硫脲法浸取硫化金矿的最佳条件、回收方法和硫脲的循环使用等问题。原矿经磨细,焙烧,用稀酸预浸出铜后,在常温,硫脲浓度１０克／斤,硫酸铁浓度３．３克／升,ｐＨ值为１－２条件下,浸取两小时可以得到接近１００％的浸取率。选用钢屑回收浸取液中的金,回收率大于９６％,且硫脲不受损失。实验发现,硫脲可以多次循环使用,这样可以部分解决硫脲法浸金过程中硫脲消耗量大的问题。     

含砷低品位硫化铜矿生物柱浸实验

介绍了含砷低品位硫化铜矿柱浸实验研究方法、装置和结果.实验在八根有机玻璃柱浸系统中进行,考察了细菌种类、矿石粒度、供氧条件及浸出周期等参数对浸出率的影响.结果表明,在-12mm粒度下,采用Z08090-O菌株浸出,浸出167d,铜浸出率为80.75%.对含大量黄铁矿且耗酸脉石少的矿石,酸的累积降低了采用普通驯化浸矿菌的铜浸出率,但采用激光诱变获得的耐低pH值浸矿菌,能够保持高效的铜浸出率.     

不同能源物质对At.f菌浸出低品位铜尾矿的影响

以嗜酸氧化亚铁硫杆菌LD-1菌株(At.f LD-1)为研究对象,研究硫酸亚铁、硫代硫酸钠和黄铁矿3种能源物质对At.f LD-1菌株浸出低品位铜尾矿浸出体系及铜浸出效率的影响.研究结果表明:At.f LD-1菌株浸出铜尾矿初期加入适量的硫酸亚铁、硫代硫酸钠、黄铁矿均能提高铜的浸出效率,其中以硫代硫酸钠的效果最为显著;初始加入二价铁质量浓度为5 g/L时浸出效果较好,46d铜浸出率达35.00%,与不加硫酸亚铁的相比提高13.63%;硫代硫酸钠中S质量浓度为1 g/L时浸铜效果最好,46d铜的浸出率达到38.10%,与不加硫代硫酸钠的相比提高23.70%;加入黄铁矿对提高铜浸出率也能起到促进作用,浸出46d后铜浸出率达34.17%,与不加黄铁矿时相比提高11.00%.     

含钼铜精矿氧化焙烧-浸出分离钼研究

四川攀西地区的含钼铜精矿中,由于钼、铜矿物组成复杂,共生关系紧密,提出了氧化焙烧-浸出工艺进一步分离钼。将试样置入焙烧炉中进行氧化焙烧,使硫化物转化为CuO、MoO3、Fe2O3等氧化物后;添加NaOH、H2O与MoO3反应生成可溶性Na2MoO4,浸出渣作为铜精矿产品。研究结果表明:铜、钼等以氧化物形式赋存于焙烧矿中,氧化焙烧矿中的硫含量较低为0.53%,硫以SO2气相形式挥发;在焙烧温度650℃、焙烧时间120 min、氢氧化钠用量为30%、浸出温度60℃、浸出时间120min、浸出液固比2∶1的综合条件下,钼的浸出率为94.24%,铜精矿(浸出渣)中铜的质量分数为24.27%,钼分离效果明显。     

Nanometer properties of oceanic polymetallic nodules and cobalt-rich crusts

An ammonia leaching process was utilized to extract Co, Ni and Cu from oceanic polymetallic nodules, whereas an acid leaching process was utilized to extract Co, Ni, Cu, Zn and Mn from cobalt-rich crusts. Both processes produced nanometer materials—ammonia leaching residue and acid leaching residue. A systematic study was conducted on the phase, composition and physicochemistry properties of these residues. The result shows that both residues contain a large amount of nanometer minerals. Ammonia l eaching residue mainly consists of rhodochrosite, with the average grain diameter of 17.9 nm; whereas the acid leaching residue mainly consists of well-developed bassanite, with the average grain deameter of 9.5 nm. The bassanite also has a microporous structure, the volume of the pore space is 1.23 × 10⁻² mL/g. Both the ammonia and acid leaching residues have a large specific surface area, and they display a strong adsorption capacity to saturate sodium chloride vapour, N₂ and SO₂. Both residues have high contents of rare earth elements, and most of these elements exist in the state of ionic adsorption. The content of σ FeO is high. The P₂O₅ enrichment is observable in acid leaching residues. The unique composition and nanometer solid properties of the leaching residues displayed their potential value and promised a bright future for their application in the field of environmental protection and materials.     

Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore

The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.