提高铜矿中伴生金的回收率试验

为提高紫金山金铜矿中伴生金的回收.采用闪浮加一次粗选的抑硫浮铜工艺,在不影响铜回收率的条件下,通过调节浮选矿浆质量分数、加入BP捕收剂及脉石抑制剂HY提高金的回收率.在矿浆pH值为10.5、丁胺黑药用量为25 g/t、BP用量为14 g/t、2号油用量为3 g/t、HY用量为25 g/t时,可以得到铜的回收率为85.02%、金的回收率为52.50%的铜精矿,该药剂制度可有效提高铜、金的回收率,达到提高铜矿中伴生金回收的目的.     

赞比亚低品位难处理铜钴矿湿法冶金新工艺

以赞比亚某低品位难处理铜钴矿石为研究样本,采用全湿法冶金方法,开展新工艺研究.研究可知:矿石Cu,Co和S质量分数分别为1.270%,0.071%,0.022%.矿石中铜矿物主要为假孔雀石和少量的孔雀石.钴矿物主要为钴锰矿和水钴矿,在褐铁矿和黑云母晶体中有少量铜、钴,矿石中铜钴元素赋存状态极其复杂.最佳的浸出条件为粒度小于74μm的矿粒所占比例70%、浸出温度65℃、浸出时间4 h、矿浆质量分数30%、硫酸加入量55 kg·t-1.该条件下铜浸出率可达74.34%左右,钴浸出率可达43.32%左右.充分利用萃余液中的硫酸可降低酸耗,硫酸用量减少20%以上.在搅拌浸出过程中加入适量还原剂Na_2SO_3或FeSO_4,可将钴的浸出率从43%提高到78%.     

用废旧电路板酸浸-电沉积法回收金属铜

为了既保障环保又达到最佳铜回收效果的目的,以废旧电路板经过初步破碎分离,得到铜金属富集产品为研究对象,采用硫酸-双氧水浸出结合电沉积工艺回收物料中的铜。考察了铜浸出率与硫酸质量浓度、双氧水用量、浸出时间、液固比之间的关系,进行最佳金属浸出条件实验。结果表明：硫酸物质的量浓度为3.5 mol/L、浸出时间3 h、双氧水用量为20 mL、液固比10∶1条件下,铜金属浸出率最高可达到97.58%。电沉积尾液循环用以浸出铜,铜离子循环质量浓度不低于18 g/L,平均电流效率高于97.60%。在沉积温度40℃,阴极材料为T2紫铜,电流密度小于800 A/m2时,电流效率可以保持在97%以上。实验中铜回收率达到了97.58%。     

铜镍尾矿细菌浸出的试验研究

通过正交试验研究了pH值、矿浆质量分数、矿石粒度、细菌接种量、表面活性剂吐温20用量对铜镍矿尾矿细菌浸出的影响.试验结果表明,铜浸出的最佳条件:pH值为1.5,矿石粒度为小于0.074 mm,接种量(体积分数)为50%以及不添加表面活性剂;镍浸出的最佳条件:pH值为1.0,矿石粒度为大于0.147mm,接种量(体积分数)为25%及不添加表面活性剂.细菌氧化后,铜和镍的浸出率分别达到63.41%和91.74%.     

海南某金矿尼尔森重选-浮选试验

以海南某石英脉型金矿石为原料,进行尼尔森重选-浮选试验研究.通过GRG试验得出金矿中重选可回收金质量分数为80.88%.通过条件试验确定了该矿石尼尔森重选-浮选的最佳条件为:磨矿细度-74μm占80%,相对离心力60g,反冲水压16kPa,矿浆质量分数40%,戊基黄药用量200g/t,浮选时间5 min.原矿石品位9.8g/t,利用尼尔森选矿机一次分选可得品位230g/t,金回收率80.30%的重选精矿.重选尾矿品位2.0g/t,经过一次粗选一次精选三次扫选处理,可得浮选精矿品位57.3g/t,浮选金作业回收率75.66%.经尼尔森重选-浮选流程处理后,尾矿金品位降至0.5g/t,全流程金总回收率95.21%.     

四川里伍铜矿尾矿生物浸出液中回收铜、锌的研究

为回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中铜和锌,采用"萃取-沉淀"工艺流程,以CuSO_4/ZnSO_4水溶液-Lix984N/煤油-H_2SO_4体系为对象,考察料液pH值、萃取时间、相比等参数对铜萃取的影响及萃余液中锌的沉淀回收等。结果表明,当料液pH值为2.3、转速180r/min、萃取时间为4min、Lix984N体积分数为4%、相比(有机相和水相的体积比,O/A)为1.0时,铜萃取率为98.65%,锌萃取率为12.28%,铁萃取率为8.93%;当反萃取时间为2min、相比为1.0、硫酸质量浓度为100g/L时,铜离子的反萃取率为94.51%。Na_2CO_3用量与Na_2CO_3理论用量比为1.5g/g时,萃余液中锌沉淀率为99.32%。沉淀渣中锌、铁质量分数分别为39.56%和0.86%。"萃取-沉淀"工艺能有效回收里伍铜矿尾矿生物浸出液中的铜和锌。     

中非铜钴矿带某尾矿浸钴工艺还原剂比选研究

中非铜钴矿带某尾矿中的钴资源具有较高的回收价值.为充分开发回收利用其中的钴资源,本文开展了钴浸出工艺中SO_2和焦亚硫酸钠(SMBS)两种还原剂比选研究.研究结果表明,在尾矿粒度-0.074 mm占73.2%,液固比3∶1,终点pH 1.5,硫酸浸出时间为1 h,还原剂浸出时间4 h的优化条件下,SO_2的用量为10 kg/t-矿,而SMBS的用量为3.5 kg/t-矿,且钴的浸出率都能达到84%左右.考虑到SO_2及SMBS的用量和它们的当地价格,认为SMBS作为浸钴工艺的还原剂更具经济性.     

某高磷铁矿提铁降磷研究

以湖南某地高磷铁矿为原料,采用还原焙烧一磁选一硫酸浸出工艺进行提铁降磷试验研究.对还原焙烧一磁选粗精矿进行硫酸浸出工艺参数优化,对浸出时间、液固比、硫酸用量和搅拌速度等因素对提铁降磷效果的影响进行研究.研究结果表明:对原矿品位为47.28%Fe(质量分数)和磷含量为1.59%的高磷铁矿石经过还原焙烧一磁选得到的粗精矿,在浸出时间为2h、液固比为2.5、硫酸用量为50 kg/t和搅拌速度为500 r/min的条件下进行酸性浸出提铁降磷,最终得到铁精矿品位达62.35%Fe,磷含量为0.20%,铁总回收率为90.54%和脱磷率为87.42%.     

含砷低品位硫化铜矿生物堆浸工业试验

福建紫金山含砷低品位硫化铜矿年产300tCu和1000tCu生物堆浸工业试验结果表明:铜浸出率随着矿石粒度的减小而提高,矿石粒度为-30mm,浸出周期为270d,铜的浸出率达到80.58%;铜萃取率和电积电流效率随着浸出液pH值的降低和电积液中铁的质量浓度的增加而降低,当浸出液pH值下降到1.19时,铜萃取率下降到了50%;通过增加堆高、定期中和萃余液、增加负载有机相洗涤和活性炭+沙滤+气浮塔脱除电积原液中有机物等工艺改进后,降低了萃取剂、煤油和电能的消耗量,提高了铜的浸出速率,浸出周期为200d,铜浸出率为81.31%,铜萃取--电积的耗电量为2679.98kW.h.t-1,高纯阴极铜生产成本1.05万元.t-1.     

废催化剂焙烧水浸渣中硫酸浸取钴的动力学研究

以废催化剂处理过程中得到的镍钴渣为研究对象,采用硫酸浸出镍钴渣,使钴和镍得到有效回收,并对硫酸浸出钴的动力学进行探讨。研究结果表明:搅拌速度为400～1200r/min时对钴浸出率的影响非常小,物料粒度、硫酸浓度和反应温度等因素对钴浸出率则有较大影响;当反应温度为80℃,反应时间为180min,原料粒度为(0.074～0.100)mm,H2SO4浓度为6mol/L,搅拌速度为800r/min,固液比为1:10时,钴的浸出率为94.2%,镍的浸出率则为93.5%;硫酸浸出镍钴渣的反应受产物层内扩散控制,表观活化能为16.34kJ/mol。     

贫金矿氰化浸出的初试研究报告

以某地贫金矿(2.8 g/t)为试验对象,在矿粉粒度为-200目≥80%,矿浆浓度为33.3%,NaCN用量为2 kg/t的情况下,SPW助剂用量为0.75 kg/t,pH=10±1,浸出时间≥10 h,金的浸出率可达到≥90%,而且浸出液循环使用,可使NaCN用量下降1/2左右.     

云南汤丹某氧化铜尾矿的浸出研究

以云南汤丹某高碱性低品位氧化铜浸出尾矿为研究对象,采用NH3·H2O-(NH4)2CO3和NH3·H2O-NH4Cl缓冲液添加氧化剂浸出,考察浸出时间、反应温度、液固比、总氨浓度及c(NH4+)/c(NH3)、氧化剂用量、氧化剂添加顺序、氧化时间等因素对铜浸出率的影响,得到该尾矿的最佳浸出条件。研究结果表明:添加H2O2(11.2 mmol/L)能充分氧化次生硫化铜矿,而对原生硫化铜矿的作用有限;在NH3·H2O-(NH4)2CO3中,当液固比为10:1,温度为40℃,加入H2O2的用量为0.3 mL/g,反应2 h,然后,添加NH3·H2O及(NH4)2CO3,c(NH4+)=3.2 mol/L,c(NH3)=0.8 mol/L,继续反应4 h,铜浸出率达69.3%;在NH3·H2O-NH4Cl中,当液固比为10:1,温度为50℃,加入H2O2的用量为0.20 mL/g,反应2 h,然后,添加NH3·H2O及NH4Cl,c(NH4+)=2.25 mol/L,c(NH3)=0.75 mol/L,继续反应6 h,铜的浸出率达70.6%。     

玉米秸秆还原浸出高铁低品位锰矿研究

采用"玉米秸秆硫酸预处理—浸出"工艺处理含Mn 9.63%(质量分数)的朝阳锰矿.通过试验考察用硫酸对玉米秸秆进行预处理的时间、秸秆用量、温度、硫酸浓度和浸出温度对锰浸出率的影响.试验表明,在秸秆用量2.5 g、时间10 min、硫酸浓度1.2 mol/L、温度80℃时预处理秸秆,浸出温度为90℃的条件下,锰的浸出率达92%,杂质铁溶出率仅为20%.玉米秸秆处理前后FTIR分析结果表明,对秸秆进行硫酸预处理能够破坏难降解的木质素结构,有利于提高锰的浸出效果.     

响应面法优化葡萄糖还原浸出半氧化锰矿的研究

采用响应面法优化葡萄糖还原浸出半氧化锰矿的工艺,以锰浸出率为响应值,对硫酸用量/矿量、葡萄糖用量/矿量、氟化铵用量/矿量和浸取时间四因素进行建模。结果表明,这些因素与锰浸出率的关系符合二次模型,各个因素对锰浸出率影响均极其显著,各个因素的二次方以及硫酸用量/矿量与葡萄糖用量/矿量的交互作用对锰浸出率影响较显著。最优工艺条件为：硫酸用量/矿量0.880 g/g、葡萄糖用量/矿量0.059 g/g、氟化铵用量/矿量0.04 g/g、浸取时间6 h。在此条件下,锰浸出率为93.09%,与模型预测值93.18%无显著差异,而相同条件下未加氟化铵的锰浸出率为82.37%。     

利用农业废弃物发酵产生的残渣提高低品位硫化铜矿生物浸出铜的回收率

生物浸出回收低品位硫化铜矿中的铜金属具有操作简单、低能耗、节约经济等优点,低品位硫化铜矿生物浸出效率低是其面临的主要问题之一。本文为了促进生物浸出效率,研究了农业废弃物发酵产生的残渣对低品位硫化铜矿石生物浸出、铜浸出率和细菌群落的影响。研究结果表明,添加适量农业废弃物发酵产生的残渣有助于低品位硫化铜矿的生物浸出,这主要是通过减少Fe3+水解形成的钝化层来实现的。浸矿过程中添加5 g·L1农业废弃物发酵产生的残渣后,铜浸出率提高到了78.35%,细菌浓度提高到了每毫升9.56 107个。同时,通过16S rDNA分析可知,添加农业废弃物发酵产生的残渣可以影响微生物群落。添加农业废弃物发酵产生的残渣后,各个实验样本间差异变大,最大值达到0.375。在生物浸矿实验过程中,添加5 g·L1农业废弃物发酵产生的残渣的实验样本中Acidithiobacillus ferrooxidans所占比例最高,达到了28.63%。     

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%.     

某难处理多金属矿石综合浸出铀、铜、银试验研究

针对某难浸铀矿石,采用“氯化焙烧-硫酸浸出”工艺进行处理提取铀、铜、银。研究结果表明,最佳氯化焙烧实验条件为氯化钠用量6%,氯化焙烧温度 460 ℃,氯化焙烧时间2 h,焙烧液固比0.2∶1。对氯化焙烧后的矿样进行硫酸浸出,浸出条件为:硫酸浓度30 g/L、浸出时间30 min、浸出温度70 ℃、液固比2∶1,此时金属离子铀、铜、银的浸出率分别为铀85.08%、铜95.82%、银91.80%。     

某铜矿生物堆浸新技术研究及工业试验

生物堆浸-萃取-电积提铜技术是上世纪80年代发展的低品位铜资源短流程提取技术,目前在全球得到广泛应用,已有20个以上生物提铜矿山在运行.生物堆浸在铜矿湿法冶金过程中的应用表明,该技术适宜铜矿物嵌布粒度细(一般<50 μm),结合率高,钙镁含量高,常规湿法冶金或选矿难以处理的矿石.实践证明,生物堆浸技术应用于混合铜矿石浸出-萃取-电积生产电解铜,能够提高铜浸出率,降低硫酸单耗,技术经济可行.     

通气对硫化铜矿生物浸出过程中自由细菌和吸附细菌群落动态的影响研究

生物浸出回收低品位硫化铜矿中的铜金属具有操作简单、低能耗、节约经济等优点,成为了近年来的研究热点。然而低品位硫化铜矿生物浸出效率低是其面临的主要问题之一。本文为了促进生物浸出效率,研究了强制通气条件下的低品位硫化铜矿生物浸出过程中的铜浸出率、细菌群落动态演替等特征。结果表明,适当的通气可提高细菌浓度和铜浸出率。在通气时间为4 h·d?1时,浸矿14 d后的细菌浓度和铜离子浓度最高,分别为7.61×107 个·mL?1和704.9 mg·L?1。实验可得,吸附细菌在浸矿过程的前7 d起着重要作用,而自由细菌则是在第8 d到第14 d占主导地位。这一现象主要是由于浸出过程Fe3+水解形成钝化层所致,抑制了吸附细菌与矿石的接触。同时,通过16S rDNA分析可知,Acidithiobacillus ferrooxidans和Acidithiobacillus thiooxidans对低品位硫化铜矿生物浸出过程具有重要影响。     

低品位萤石矿分选试验研究

讨论了羧甲基纤维素作为调整剂用于低品位萤石矿的分选问题,分析了矿石性质、制样过程和磨浮工艺,确定了浮选最佳工艺参数.在磨矿细度-200目占80%、浮选温度26℃~35℃、油酸用量600~650g/t矿、羧甲基纤维素用量600g/t矿,硫酸用量300g/t矿参数条件下,采用一粗六精中矿集中返回工艺,萤石精矿品位可达到98%以上,回收率可达到88%以上.