复杂铜铅混合精矿氧压浸出综合回收工艺

呷村铜铅混合精矿中铜、铅矿物主要为黝铜矿和方铅矿,还含有较高的锌、银、砷和锑.本试验针对该矿采用一段氧压浸出综合回收工艺进行处理,通过条件优化实验确定了氧压浸出的操作条件.扩大验证实验表明Cu、Zn的浸出率分别高达98.89%、94.92%,Pb、Ag转化为矾类和硫化物形式留在浸出渣中,铜锌与铅银分离彻底.浸出液中的铜、锌分别通过萃取、电积进行回收.浸出渣中的铅、银通过碳酸盐转化-硅氟酸浸铅-硫脲浸银进行回收.铜萃取率,铅、银浸出率分别为96%、94%和93%.     

高含碳锌窑渣中Cu和Ag的综合回收

云南某锌窑渣Cu含量1.47%,Ag含量312 g/t,同时,窑渣中碳含量高达23.12%,为综合回收其中的Cu、Ag等有价金属进行了选矿试验研究.对浮选条件试验进行了研究.确定了最佳浮选条件并在此基础上进行了浮选闭路试验,结果表明,采用单一浮选工艺处理该窑渣Cu、Ag很难富集,铜精矿品位较低,并最终确定了"脱碳浮选—铜浮选—铜精矿浸出"的联合工艺流程,得到最终铜精矿Cu品位为11.83%,铜精矿含Ag品位为2 616 g/t,Cu、Ag的综合回收率分别为72.03%和75.06%,达到了综合回收窑渣中Cu、Ag的目的.采用联合工艺流程处理该窑渣避免了单一浮选工艺的局限性,极大地提高了铜精矿的品位.     

难处理高结合率氧化铜矿选冶联合工艺研究

采用选冶联合工艺对含铜1.53％、氧化率47.06％、结合率21.57％的高结合率氧化铜矿进行回收.原矿的砂光片分析结果表明,矿石中大部分铜矿物嵌布粒度极细,多呈星点状和不均匀浸染状分布,与硅、钙、镁、铝等脉石共生严重,导致浮游性较差.针对该矿石的特点,研究了工艺参数及流程结构对指标的影响,确定了“三次粗选—粗精矿再磨—三次精选”的硫化浮选工艺流程,获得了含铜品位为23.43％、回收率为53.72％的铜精矿.对尾矿的形貌及矿物组成表征发现：铜矿物呈细粒浸染状或被硅酸盐矿物包裹,导致这部分铜损失在尾矿中.在最佳的酸浸工艺条件下,对浮选尾矿进行酸浸试验,获得了相对原矿的浸出率为33.21％的试验指标;铜综合回收率为86.93％.     

贵州某地混合铜矿选矿试验研究

对贵州某地混合铜矿石进行了选矿试验研究。原矿入选品位Cu 1.27%、Ag 3.80 g/t,含As 4.46 g/t,铜氧化率为23.87%,属混合铜矿。根据矿石性质,分别拟定并开展了"氧硫混选""氧硫分选"和"浮选—尾矿酸浸"3种选铜工艺的探索对比试验,试验结果表明,"浮选—尾矿酸浸"是适宜的选铜流程。试验表明:1)在较佳的分选条件下,原矿经"浮选—尾矿酸浸"联合流程选别后,可获得铜精矿产率4.41%、Cu品味20.52%、回收率73.05%;浸液铜品位880.00 mg/L、浸出率14.16%,铜总回收率87.21%的技术经济指标。铜得到了回收利用。     

压力场下纯异极矿高温酸转化研究

压力场下异极矿中的硅可有效转化为易于过滤沉降的二氧化硅沉淀物,可避免常规酸浸工艺中硅胶带来的矿浆过滤性能差的问题.本研究用纯异极矿结晶形态较好且纯度高,高温酸性环境下纯异极矿的溶解反应非常迅速,在釜内压力为0.8 MPa,液固比为10,温度为120℃,硫酸浓度为0.83 mol/L,矿样平均粒径为55μm,搅拌转速为600 r/min下浸出30 min后,矿物中锌的浸出率达95%以上,同时二氧化硅沉淀的转化率达到90%以上,浸出渣的XRD、XPS以及SEM-EDS检测结果表明,渣中的硅以Si Ox·n H2O(x2)的形式存在.压力场下高温酸转化是处理高硅氧化锌矿的有效手段,能够实现矿物中有价金属的选择性浸出并使硅以沉淀形式截留于浸出渣中.     

氧化铜矿浮选基础理论研究新进展

氧化铜矿作为铜冶炼的重要原料,其高效选别一直受到业内学者的关注.随着硫化铜矿资源逐渐枯竭,氧化铜矿的开发利用则变得尤为重要.常用的氧化铜矿物回收方法有直接浮选法、硫化浮选法、选冶联合等方法,然而,采用这些方法回收不同类型氧化铜矿物暴露出的捕收剂捕收能力不强、硫化效率不高、硫化机理不统一等问题,在一定程度上限制了氧化铜矿浮选的发展.近年来,随着新药剂研发、表面测试技术以及量子化学计算等的快速发展,在现有理论基础上创新了多种有效的氧化铜矿浮选新方法及新理论,如孔雀石的层间硫化理论打破了硫化反应的传统认知,将硫化过程由界面拓展至矿物内部,认为S^2-可深入到孔雀石体相形成Cu—S—Cu的吸附构型,使孔雀石结构更加稳定;硅孔雀石共轭活化理论通过溶液中添加的磷酸铵和硫化钠发生水解反应,构建的多组共轭酸碱对起到的缓冲作用为硅孔雀石表面硫化铜晶体的生长创造了良好的环境,从而促进了硅孔雀石的浮选回收.新方法及新理论的出现对完善现有氧化铜矿浮选理论体系具有重要意义,也为生产实践提供了新思路.通过对近些年氧化铜矿浮选相关研究成果的梳理,着重论述了氧化铜矿基础理论研究的新进展.     

从氰化尾渣中富集金的试验研究

采用酸浸除铁法对氰化尾渣进行了富集金的研究.在浸出温度为80℃、酸矿比为0.7、浸铁时间为4 h、液固比为4∶1的较优条件下,金在渣中的富集倍数为1.75倍,金含量由5.50g/t提高到9.61g/t.实验结果表明该方法可有效地将铁从氰化尾渣中浸出,使金富集在渣中,可提高金的氰化浸出率.     

从铜矿尾砂中回收铜的工艺研究

采用"稀硫酸浸出-Lix984萃取富集提纯-电积沉铜"的湿法冶铜工艺,对铜矿选矿尾砂中铜的回收进行了试验研究.讨论了加酸浸出方式、酸用量、浸出时间、浸出温度、熟化时间、NaCl的加入量等因素对铜浸出效果的影响,在试验范围内,得出了最优的浸出参数:每100 g尾砂加入1 g NaCl,用30 mL10%硫酸将尾砂搅拌均匀,然后常温熟化15 h,再以3:1的液固质量比添加水后常温搅拌浸出9 h.浸出率Cu 79.88%, Fe 0.32%;浸出液用10%Lix984萃取后再用2.5 mol/L硫酸反萃,富集提纯后的硫酸铜溶液经过电解,得到金属铜产品,其Cu含量为99.95%,达到GB/T467的要求.     

从铜矿尾砂中回收铜的工艺研究

采用“稀硫酸浸出-Lix984萃取富集提纯-电积沉铜”的湿法冶铜工艺,对铜矿选矿尾砂中铜的回收进行了试验研究.讨论了加酸浸出方式、酸用量、浸出时间、浸出温度、熟化时间、NaCl的加入量等因素对铜浸出效果的影响,在试验范围内,得出了最优的浸出参数：每100 g尾砂加入1 g NaCl,用30 mL10%硫酸将尾砂搅拌均匀,然后常温熟化15 h,再以3∶1的液固质量比添加水后常温搅拌浸出9 h.浸出率Cu 79.88%,Fe 0.32%;浸出液用10%Lix984萃取后再用2.5 mol/L硫酸反萃,富集提纯后的硫酸铜溶液经过电解,得到金属铜产品,其Cu含量为99.95%,达到GB/T467的要求.     

全湿法处理回收银锌渣中有价金属

对采用NaClO3-NaCl-HCl体系浸出Bi等贱金属，全湿法处理银锌渣回收有价金属的工艺进行了研究．研究结果表明：当浸出温度为70～80℃，液固比为8～10，NaClO3质量为10～15g，NaCl质量为60g，浓盐酸体积为80～120mL，浸出时间为4～5h时，Bi浸出率可迭99％；浸Bi液用废铁皮置换可得Bi含量达86％的粗海纬铋，将浸铋液水解可得纯度为99％的氯氧铋；浸Bi后，余渣中银含量达到70％，金含量达到1％，金和银高度富集于浸出渣中．     

铜冶炼白烟灰选择性浸出新工艺研究

针对传统的火法处理工艺能耗大、工作环境差,酸浸工艺存在剧毒气体砷化氢溢出、浸出渣压滤困难、金属分离率低等缺点,提出了采用选择性浸出体系处理铜冶炼白烟灰的新工艺.通过考察浸出温度、浸出剂浓度、液固比、氧化速率等因素对有价金属浸出率的影响,最佳浸出条件为:浸出剂浓度为10%、氧气速率为0.6 m3/min、液固比为4∶1、温度为45~50℃、时间为6 h,在此最佳工艺条件下,烟灰中铜、锌的浸出率达到85.6%、95.2%以上,其它金属几乎不浸出,杜绝了砷化氢气体的溢出隐患,消除了铁、铋、锑等有害金属浸出对萃取体系的危害,并提出了后续处理工艺技术路线.     

赤泥中氧化铝和氧化铁的浸出

为回收赤泥中的铝和铁,解决赤泥污染和占地问题,研究了用盐酸溶出废赤泥中的氧化铝和氧化铁的工艺,考察了赤泥的焙烧、盐酸与赤泥的液固比、盐酸的浓度、酸浸时间、酸浸温度及酸浸方式对赤泥中氧化铝、氧化铁浸出率的影响.结果表明：赤泥不需要焙烧,盐酸与赤泥的液固比4∶1,盐酸的浓度为6mol/L,酸浸温度在109℃左右,酸浸时间为60 min,酸浸方式为二次浸出,氧化铝和氧化铁的浸出率分别为89.00%和98.39%.     

含铟锌渣浸出和萃取铟的研究

湿法炼锌产出的锌渣含铟达700~850 g/t,采用两段酸浸,铟的浸出率可达90%以上,并提出了酸浸的工艺流程和最佳浸出条件.分别对酸液和有机相采用三级逆流萃取和反萃,铟的萃取率和反萃率分别达98.5%和99%以上,并提出了最佳萃取和反萃条件.     

金泥处理新工艺的研究

针对某金矿厂金泥生产过程中存在的问题：坩埚使用寿命低，熔炼产品合金中金银品位低及渣含金高，金收率低等，提出了金泥酸浸除锌、浸渣再熔炼，一步获得金银合金的新工艺。同时研究了硫酸加入量、浸出时间对锌浸出率的影响。试验结果表明，采用该新工艺不仅能消除锌对熔炼过程的危害，延长坩埚使用寿命，而且可将锌回收，当硫酸加入量为理论量１５％￣１７％，浸出时间不少于８０ｍｉｎ，固液比１：３时，锌浸出率≮９５％。含金浸     

氧化预处理联合微波焙烧技术回收锌冶炼酸泥中的硒汞工艺

针对锌冶炼过程产生的含汞酸泥现有湿法工艺中汞硒浸出率低,常规焙烧工艺能耗高和造渣量大的现状,提出一种酸泥氧化预处理回收硒-微波焙烧回收汞的新工艺,以实现酸泥中汞硒的高效分离回收.对高锰酸钾氧化浸出硒汞的原理和工艺条件进行了研究,向浸硒液中加入氢氧化钠能得到氧化汞沉淀,将其与含汞浸出渣混合干燥后,进行微波焙烧处理回收汞单质.向含硒滤液中通入二氧化硫还原得到硒单质,最终实现了硒和汞高效分离回收的目的 .结果 表明:当浸出温度为80℃,浸出时间为5h,液固比为10∶1,转速为550 r/min,高锰酸钾加入量为理论值的1.2倍(以硒化汞和硫化汞含量计),溶液中的硫酸浓度为100 g/L时,硒的浸出率达到96％.当微波焙烧温度为500℃,焙烧时间为30 min时,汞回收率达到了98.5％.本工艺的硒浸出率和汞回收率高、能耗低,是一种具有应用前景和绿色高效的酸泥处理技术.     

选冶联合工艺从钨尾矿及细泥中回收钨的试验研究

研究了采用粗浮选——钨粗精矿直接碱分解的选冶联合流程处理钨尾矿、细泥及浸出渣的工艺,确定了浮选和碱分解的较优实验条件,对传统浸出和微波浸出钨精矿效果作出了客观的评价．结果表明：在选冶联合工艺条件下,WO3品位为0．39％的钨尾矿及细泥经粗浮选、微波辅助碱分解后WO3回收率可达82．6％．微波辅助浸出比传统加热浸出效率高．     

硫脲法从锌的酸浸渣中回收银

研究了从湿法炼锌酸浸渣中用硫脲浸出银的工艺及机理，对浸出过程中的各种影响因素如矿浆浓度、浸出剂浓度、反应温度、反应时间、ＰＨ值等分别进行了试验研究和分析讨论，给出了最佳工艺条件，在此条件下，银浸出率达８９％。     

回收电镀污泥中镍和铜的研究

从资源利用的角度来分析电镀污泥中含有金属的去除和回收利用问题,通过酸浸—置换—氧化—沉淀等工艺来回收污泥中的镍和铜.结果表明,本工艺制得的硫酸镍产品中含镍16%-18%,镍的回收率为80%,铜的回收率达85%,品位为90%.该过程中产生的浸渣经固化后,可作为普通建筑填料使用.     

湿法炼锌浸出渣的处理

研究了常规搅拌浸出及机械活化浸出方式下，温度、酸度及浸出时间等对锌焙砂酸浸渣中锌、铁浸出率的影响，考查了铁酸锌的浸出行为，试验结果表明，提高温度及酸度有利于酸浸渣中锌的浸出；机械活化浸出可明显改善铁酸的浸出行为，提高锌的浸出率，并改善锌、铁选择性浸出分离的效果，相同条件下，锌的浸 可比常规搅拌浸出提高１６－２５％。     

硫脲浸出法回收銀精矿中銀的研究

本研究是针对四川会东铅锌矿中性渣(含银700-800克/吨),经热酸浸出所得酸浸渣(含银约1800克/吨),再经浮选所得银精矿(含银8000-10000克/吨),采用硫脲浸出的新工艺回收银。硫脲浸出液用金属铝粉置换得到海绵银,在碳酸钠和硼砂存在下,于1050-1060℃,将海绵银熔炼半小时可铸成银锭。试验表明,采用本工艺流程,不经过电解能产出品位99.88％的商品银。银的冶炼直接回收率可达90％。本法选择性高。设备简单,是处理会东铅锌矿中性渣和其他含银铅锌矿综合回收银的有效方法。