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以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H2O2添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。 相似文献
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某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究 总被引:4,自引:2,他引:2
对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为:焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为:酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为:氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。 相似文献
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针对某含铜金精矿,研究了焙烧—酸浸—萃取回收铜工艺。结果表明,在焙烧温度650℃,焙砂在初酸浓度为35 g/L、液固比1.5∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,铜浸出率高达96.30%,酸浸渣铜品位可降至0.2%以下;萃取剂浓度为20%,相比O/A=2∶1,混合时间为4 min,pH值1.5,铜萃取率可达96%以上,实现了铜的高效回收。 相似文献
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刚果(金)复杂铜钴合金两段浸出工艺研究 总被引:3,自引:2,他引:1
采用一段直接酸浸出-二段氧化酸浸工艺从复杂铜钴合金中浸出钴、铜、铁,考察了浸出工艺条件对铜、钴、铁浸出率的影响。结果表明,一段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度85 ℃,硫酸初始浓度1.8 mol/L,搅拌转速 300 r/min,浸出时间2 h;二段最佳浸出工艺条件为:液固比10∶1,温度90 ℃,硫酸初始浓度4.0 mol/L,搅拌转速350 r/min,氯酸钠用量20%,浸出时间6 h。在此条件下,钴、铜、铁的总浸出率达96.99%、99.56%和98.16%。 相似文献
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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。 相似文献
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针对国外某渣选硫化铜精矿,采用加温铁氧化酸浸工艺回收其中铜,考察了氧化剂用量、浸出温度、浸出时间、初始硫酸浓度、液固比等因素对渣选硫化铜精矿中Cu浸出率的影响。结果表明,适宜的浸出条件为:氧化剂赤铁矿用量0.2 g/g矿、浸出温度85℃、浸出时间6 h、液固比5∶1、初始硫酸浓度200 g/L,此时铜浸出率可达97.96%。不同类型氧化剂验证试验结果表明,赤铁矿和磁铁矿在酸浸体系中均有较好的氧化性,可实现渣选硫化铜精矿中铜在中温条件下浸出,且三价铁化合物纯度越高,铜氧化浸出效果越好。 相似文献
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钾长石活化焙烧-酸浸新工艺的研究 总被引:1,自引:1,他引:0
对湘西某钾长石矿进行了活化焙烧-酸浸新工艺的研究。在焙烧过程中,通过添加低熔点的碳酸钾作助熔剂,使钾长石的熔解在助熔剂的液体状态下进行,在增加反应的接触面积的同时生成了一种在酸性介质下易溶的化合物,从而有效的提高了钾长石的分解能力。在浸出过程中,采用了先水浸后酸浸的方式。由于焙炒本身呈碱性,先水浸有利于降低其pH值,使得后续的酸浸可在保持酸度不变的情况下提高钾长石的分解率。本试验主要考察了焙烧过程中助熔剂与矿石的物料配比、焙烧温度、焙烧时间以及硫酸浸出过程中酸浸液固比、硫酸浓度、酸浸温度、酸浸时间等因素对钾长石分解率的影响。试验结果表明:焙烧过程中控制助熔剂碳酸钾与钾长石的质量比为0.7,在950℃下焙烧1.5h后所得的物料,用3mol/L硫酸在室温下浸出1h,控制液固比为3∶1,钾长石的分解率可达96%。 相似文献
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本研究采用碱式还原熔炼法高效分离回收黑铜泥中铜资源,并对其中铜、砷物相的迁移转化行为规律进行了探究。结果表明,碱式熔炼过程中碳酸钠不仅可以降低熔渣粘度,提高粗铜相和渣相的分离效率,并使黑铜泥中As2O3与As2O5碱化形成NaAsO2和Na3AsO4,减弱砷氧化物向单质砷的还原转化,继而减少粗铜中砷含量。过程中增加碳酸钠添加量、提高熔炼温度、延长保温时间可提高黑铜泥中铜回收率,并有利于降低粗铜中砷含量,然焦炭过多时,黑铜泥中CuSO4易过还原为CuS,其夹带进入渣中,造成铜损失。反应条件为焦炭添加量为3.5%、熔炼温度1400℃、碳酸钠添加量为57%和保温时间150 min时,黑铜泥中铜回收率可达94.15%,所得粗铜中铜含量为96.51%,砷含量为2.86%,研究实现了黑铜泥中铜的高效分离回收。 相似文献
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叙述了转炉渣的一般特性和影响其可选性的主要因素,介绍了从某铜冶炼厂转炉渣中选别回收铜、铁的试验研究情况,提出浮选中矿与磁性矿合并再磨再选的工艺流程,并就转炉渣选矿的主要特点进行了分析讨论。 相似文献
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滥泥坪铜矿位于东川矿区南部,被夹持于宝九断裂和黄水箐断裂之间,汤丹—滥泥坪同生断裂控制的断陷盆地中。从分析本部矿段存在的东川式铜矿找矿问题入手,寻找出找矿突破点,并布设了探矿工程,最终证实了所提供的找矿思路是正确的。 相似文献
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西藏东部某铜矿原矿铜品位0.60%,钼品位0.026%,铜氧化率18.33%,钼氧化率11.54,属混合矿。本文通过使用新型高效捕收剂BKY ,采用先硫后氧工艺流程,取得较好的选矿工艺指标,小型闭路试验获得指标为:铜精矿1铜品位25.29%、铜回收率74.90%,钼品位1.21%、钼回收率82.13%;铜精矿2 铜品位6.20%、铜回收率7.37%;铜综合回收率84.85%。 相似文献
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中国铜资源稀缺且分布相对集中。建国以来,矿山铜产量增长迅速,但远不能满足下游行业需求;同时,我国矿山铜产业布局和精炼铜产业布局并不匹配,一些省区需大量外购铜精矿。本文基于资源、采选技术、产业政策等方面的假设条件,考虑近10年实际产量变化趋势、保有资源储量的利用程度、主产区和资源集中区资源储量与产量的匹配度、资源禀赋条件、未来矿产资源需求量等因素对未来我国矿山铜的年供应能力进行预测。分析结果表明,西藏矿山铜供应能力增长潜力巨大,是未来我国铜矿资源供应的一个主要增长点;预计到2020年,我国矿山铜产量仍将继续保持上升趋势;此后,矿山铜产能增长受限,将在一段时期内保持稳定。 相似文献
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阮诗昆 《有色金属(矿山部分)》2018,70(6):54-62
紫金山铜矿床深部铜硫矿物种类丰富,通过自上而下针对铜硫二元体系矿物系统采样,经手标本观察后利用矿相显微镜和电子探针分析,共检测出5种Cu-S体系矿物,包括蓝辉铜矿、铜蓝、斜方蓝辉铜矿、吉硫铜矿和久辉铜矿,含矿层Cu-S体系矿物组合自上而下分为4带,分布标高自300~-130m,主要铜矿物为蓝辉铜矿、铜蓝、斜方蓝辉铜矿,次要铜矿物为吉硫铜矿和久辉铜矿;通过对岩性和铜硫矿物组合的分析,深部铜矿体为可分为2层铜矿体,上段铜矿体铜硫矿物组合类型为铜蓝-斜方蓝辉铜矿-蓝辉铜矿,下段铜矿体铜硫矿物主要为斜方蓝辉铜矿;矿床深部随着标高的降低,硫逸度和氧逸度逐渐上升,暗示着矿床深部具有较好的斑岩型矿床找矿远景。 相似文献
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介绍了吉林镍业公司含镍硫化铜精矿的有关分析数据,对采用焙烧-酸浸-浓缩-萃取的方法提取该精矿中的铜、镍成份并以硫酸盐的形式作为最终产品的试验研究进行了系统的论述,提出了可行的生产过程. 相似文献