铜钴渣氧压酸浸提取铜钴试验研究

硫化铜钴精矿经硫酸化焙烧—酸浸后得到的浸出渣仍含有较多的铜和钴,需进一步回收。采用加压浸出技术浸出该浸出渣提取残余的铜和钴。研究了浸出液固比、初始硫酸浓度、浸出温度等工艺参数对铜钴渣浸出的影响。结果表明,在铜钴渣150g、液固比6∶1、初始硫酸浓度100g/L、常温调浆时间0.5h、加压浸出温度180℃、加压浸出时间3h、氧气分压0.1MPa的最佳浸出条件下,铜和钴的浸出率可分别达到96.5%和98.1%,铁浸出率约8.3%,大部分的铁抑制在渣中,加压浸出效果好。     

铜钴浸出渣纯氧加压浸出工艺研究

硫化铜钴精矿经硫酸化焙烧-酸浸后得到的浸出渣,仍含有较多的铜和钴。针对此铜钴浸出渣进行了加压浸出工艺研究。结果表明：液固比6:1,初始硫酸浓度100g/L,常温预浸30min后,在浸出温度180℃,氧气分压0.1MPa,浸出3h等条件下,铜和钴的浸出率分别达到96.5%和98.1%,铁浸出率约8.3%,大部分的铁抑制在渣中。     

氧化铜钴精矿浸出试验研究

以硫酸为浸出剂, 针对某含铜5.75%、含钴0.34%、以铜计氧化率为78.96%的氧化铜钴精矿进行了浸出工艺研究。结果表明, 在浸出温度50 ℃、酸矿比0.3∶1、液固比4∶1、浸出时间6 h条件下, 以渣计铜浸出率达到94.34%、钴浸出率达到97.57%, 浸出液中铜含量为12.38 g/L, 钴含量为0.73 g/L, 铁、锰、镁等杂质含量均较低。     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

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。     

刚果(金)复杂铜钴合金两段浸出工艺研究

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%。     

β-萘酚钴盐渣的综合利用

研究内蒙某锌厂β-萘酚除钴渣综合回收钴.结果表明,β-萘酚钴盐不适合焙烧-还原浸出工艺.采用"焙烧-硫酸化焙烧-浸出"可彻底地将钴从β-萘酚盐中浸出,最佳工艺条件为氧化焙烧温度500-600℃、时间1h,硫酸化焙烧温度600～620℃、时间1h、硫酸用量0.7～0.8mL/g、浸出时间1h.最佳条件下,钴的浸出率高达99.5%以上.浸出液铁的脱除率大于99.9%.     

某钴铜精矿硫酸化焙烧试验研究

以吉林省某铜钴矿为原料, 经浮选得到混合精矿试料, 采用硫酸化焙烧-两段浸出工艺回收铜钴。重点探讨了焙烧助剂添加方式、用量、试料粒度对铜钴镍浸出率的影响。焙烧助剂采用6%硫酸钠, 以液体形式加入, 焙烧温度为610 ℃, 焙烧时间80 min, 一段室温水浸出, 浸出时间60 min, 二段10%硫酸浸出, 浸出温度80 ℃, 浸出时间60 min, 浸出固液比为1+4时, 钴浸出率86.42%, 铜浸出率98.26%, 镍浸出率60.01%。     

锌焙砂中性浸出渣还原酸浸试验研究

为了综合回收湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,以高铁闪锌矿为研究对象,开展了中性浸出渣(简称为中浸渣)和锌精矿的联合还原酸浸试验研究。考察了中浸渣和锌精矿质量比、初始硫酸浓度、浸出时间、液固比、温度对锌、铁浸出率的影响。优化条件为:初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-0.074 mm,液固比6∶1,温度90℃,反应时间3 h。在此条件下,锌和铁的浸出率均在96%以上,浸出液中95%以上的铁为二价铁离子,满足了后续工艺的要求。     

锌中浸渣还原酸浸试验研究

为了综合回收湿法炼锌过程富集于中浸渣中的有价金属,以高铁闪锌矿为研究对象,开展了中性浸出渣(简称为中浸渣)和锌精矿的联合还原酸浸试验研究。考察了中浸渣和锌精矿质量比、初始硫酸浓度、浸出时间、液固比、温度对锌、铁浸出率的影响。优化条件为:初始硫酸浓度220 g/L,中浸渣与锌精矿质量比1∶0.25,粒度-0.074 mm,液固比6∶1,温度90℃,反应时间3 h。在此条件下,锌和铁的浸出率均在96%以上,浸出液中95%以上的铁为二价铁离子,满足了后续工艺的要求。     

铋精矿加压氧化氨浸高效分离铜、硫和铋

针对湖南柿竹园铋精矿火法冶炼过程中存在的成本高、低浓度SO₂和散烟排放污染环境、有价金属综合回收率低等问题, 以柿竹园铋精矿为原料, 提出了加压氧化氨浸分离铋与铜、硫的新工艺, 研究了氨水加入量、浸出温度、浸出时间、浸出压力及浸出液固比等因素对铜、硫、铋浸出率的影响。在氨水用量1.8 mL/g_铋精矿、液固比4∶1、釜压2.8 MPa、浸出温度160 ℃、浸出时间5 h、搅拌速度600 r/min的优化工艺条件下, 铜、硫浸出率分别达93.57%和92.87%, 铋不浸出并以氧化铋形态全部入渣, 实现了铜、硫与铋的高效分离。     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

铜钴硫化物精矿氧压浸出工艺研究

对铜钴硫化物精矿进行了氧压浸出工艺研究。结果表明,在温度180 ℃、氧分压600 kPa、液固比4、反应时间2 h的浸出条件下,铜浸出率99%,钴浸出率98.5%,硫浸出率98%。氧压浸出工艺具有铜钴浸出率高、浸出过程硫酸根平衡较好、不产生明显过剩硫酸、浸出后液易于处理等优点。     

含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究

对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO₂烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。     

某含钴氧化型铜矿选冶联合成套工艺研究

针对刚果(金)某含铜3.22%、含钴0.045%的含钴氧化型铜矿石,研发了“异步浮选预处理、氧化铜钴精矿浸出-浸渣浮选、硫化铜钴精矿沸腾焙烧-浸出”的选冶联合成套工艺技术,全流程铜和钴金属回收率分别达到81.23%和59.19%,实现了铜和钴的高效回收。     

含铜铅复杂金精矿矿浆电解处理新工艺

研究“矿浆电解-氰化提金-选矿回收铜”含铜铅复杂金精矿处理新工艺。结果表明,矿浆电解铅、铜和银的浸出率分别为95．05％,14．28％和75．66％,金全部留在渣中。矿浆电解渣氰化浸出,金浸出率95．30％,氰化钠用量按金精矿计由常规的14kg／t降至5．1kg／t。氰化渣浮选,铜、金和银的回收率分别为81．86％,40．1％和83．79％。浮选尾矿可以作为硫铁矿出售。新流程结构合理、综合回收用好,为我国复杂金矿的处理提供了一条环保、经济、高效的途径。     

某黄金冶炼厂氰化尾渣综合利用研究

研究了氰化提金的尾渣多元素回收利用技术和铜尾浮选出的硫精矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术,通过浮选试验和焙烧试验可以发现在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾渣中有价多元素的有效回收和有望在工业中实现高品位的硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得含Pb品位为30.29%,回收率为70.12%的铅精矿,含Zn品位为 41.19%,回收率为74.93%的锌精矿,含铜7%的铜精矿和含硫40%～50%的硫精矿;在最佳的硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得全铁品位65%以上的铁精粉,为黄金行业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。