Selective separation of Cu(Ⅱ),Zn(Ⅱ),and Cd(Ⅱ)by solvent extraction

An experimental investigation was presented on the separation of Cu（Ⅱ）, Zn（Ⅱ）, and Cd（Ⅱ） from a rich sulfate leachate of zinc slag by solvent extraction. The results of orthogonal experiments indicate that LIX 984N is highly selective and very efficient in the extraction of Cu（Ⅱ）, and the analysis of variance indicates that the sequence of parameters according to their influence on the separation efficiency is phase ratio 〉 LIX 984N concentration 〉 pH value 〉 extraction time. The optimal condition for copper extraction is obtained as 25% of LIX 984N concentration, 7 rain of extraction time, 3：2 of phase ratio O/A, and pH = 1.7. The separation of Zn（Ⅱ） and Cd（Ⅱ） was performed after the copper extraction from the raffinate. Comparative analysis of the separation with di-2-ethylhexyl phosphoric acid （D2EHPA）, D2EHPA-tributyl- phosophate （TBP） synergistic extracting system, and 2-ethylhexyl phosphonic acid mono 2-ethylhexyl ester （HEHEHP） was made at pH = 2.0. It is demonstrated that the extraction efficiency with D2EHPA is improved after being saponified by sodium hydroxide, and D2EHPA-TBP synergistic extracting, as well as HEHEHP, has a superior selectivity to Zn（Ⅱ） over Cd（Ⅱ）.

加压浸出-电积法生产阴极铜的实践

结合风淬冰铜采用加压浸出→高效电积→旋流电积→硫化沉铜分离锌镉工艺生产阴极铜的实例,介绍了该工艺的主要工序和设备,以及生产操作和主要技术经济指标,该厂的生产实践表明,采取加压浸出→高效电积→旋流电积→硫化沉铜分离锌镉工艺从风淬冰铜生产阴极铜,和火法工艺相比,具有流程简单,环境污染小,作业环境好,劳动强度低,有价金属回收率高等特点,阴极铜产品质量达到了一级铜的标准,经济效益十分显著。

从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法烟灰中回收锌镉及其净化除杂

研究了采用酸性浸出—硫化除杂法从铁矾渣侧吹熔炼—烟化法产出的烟灰中回收锌、镉,并选择性除去浸出液中的铜,产物用以制备镉掺杂硫化锌;在热力学分析基础上,探明了硫酸体系下锌浸出率影响因素及其浸出动力学;通过正交试验明确了各参数对硫化钠选择性除杂的影响。结果表明:烟灰中锌主要以氧化锌形式存在,其浸出过程符合混合控制,表观活化能为73.70 kJ/mol;在最佳条件下,锌浸出率达98.99%。以Na_(2)S用量为理论添加量的3.2倍,控制体系pH=2.0,铜去除率可达95.97%,同时有效保留锌、镉,实现了铜与锌、镉的选择性分离。

非洲某锌铜矿铜锌分离药剂优化试验

非洲某锌铜矿含锌3.91%、铜0.86%,因此铜锌分离是回收铜的关键。为了解决大量使用焦亚硫酸钠(SMBS)作为抑制剂造成的尾矿酸性废水等问题,以非洲某锌铜矿为试验对象,使用631取代原项目生产中的捕收剂TLQ2,得到精矿铜品位为1.77%、锌品位为9.03%、铜回收率为88.75%、锌回收率为59.33%,具有最佳的选择性,其最佳用量为40g/t;使用GX4331取代SMBS作为抑制剂,得到精矿铜品位为8.86%、锌品位为9.19%、铜回收率为83.85%、锌回收率为9.76%,且矿浆pH值也从4.44提高到了6.17,各项指标均优于SMBS,其最佳用量为1000g/t。闭路试验结果表明,使用631和GX4331得到的铜精矿铜品位为22.46%、铜回收率为62.03%、锌品位为2.76%、锌回收率为0.87%,各项指标均优于使用TLQ2和SMBS。在保证浮选指标的前提下,实现了铜和锌的高效分离,提升了尾矿废水的pH值,不仅保障了关键设备的使用年限,也有望缓解酸性废水对矿区生态的影响。

共沉淀分离-原子荧光光谱法测定铜矿和铅锌矿中锡

铜矿、铅锌矿石样品经过盐酸、硝酸溶解,采用氢氧化铁共沉淀锡使其与铜、铅、锌分离,含锡沉淀经过氧化钠熔融,在硫酸介质中,加入硫脲-抗坏血酸-酒石酸掩蔽滞留在溶液中的干扰元素,然后用氢化物发生-原子荧光光谱法（HG-AFS）测定锡量。确定了锡与铜、铅、锌的分离条件：用氨水调节样品溶液pH 4.5;三价铁离子加入量为20 mg。方法测定范围为0.001%~1%,检出限为3μg/g。对样品中共存离子进行了干扰试验,结果表明,经过共沉淀处理后,主量元素铜、铅和锌大部分已与锡分离,不干扰锡的测定;砷、锑的干扰可通过稀释或减小取样量去除;其他元素均不干扰锡的测定。采用实验方法对实际样品进行测定,并进行加标回收试验,回收率为95%~102%。经全国不同地区8家实验室采用铜矿石、铅锌矿石样品验证,方法精密度好。

焙烧分离-氢化物发生-原子荧光光谱法测定铜铅锌矿石中的硒

样品经艾斯卡试剂(碳酸钠和氧化锌)半熔法分解,沸水提取,使硒与主量金属元素铜、铅、锌及其他过渡金属和贵金属元素得到分离;滞留在溶液中的干扰元素,通过在酸性介质中加铁盐来掩蔽。采用焙烧分离-氢化物发生-原子荧光光谱法测定铜矿石、铅矿石和锌矿石中的硒,干扰少、灵敏度高。确定了最佳条件为盐酸浓度30%,硼氢化钾浓度20 g/L,铁盐浓度1 mg/mL;干扰元素的允许量铜为40 mg/L,铅为8 mg/L,锌为400 mg/L。同时对铜、铅、锌主量金属元素进行分离效率试验,效果好。方法检出限为0.0203μg/g,测定范围为0.15～100μg/g。经全国不同地区7家实验室采用铜矿石、铅矿石和锌矿石国家标准物质验证,精密度的重复性限和再现性良好,准确度高。建立的方法也适合于土壤及多金属矿物中硒的测定。

湿法炼锌酸浸液中铜锗的分离工艺及行为研究

在常规湿法炼锌工艺的中性浸出—酸浸逆流浸出过程中,酸浸液返回中性浸出时会导致酸浸液中的少部分铜和大部分锗沉淀进入中浸渣,造成铜的回收率低、锗未能直接分离富集。针对锌焙砂酸浸液中铜、锗的分离富集,研究酸浸液直接置换沉铜—中和沉淀富集锗工艺及过程中铜和锗的分离行为。结果表明:较低pH和较高铁粉加入量时会使得酸浸液中的铜和锗共沉淀;在溶液pH为1.5~2.0、铁粉加入系数为1.2、温度70℃的条件下反应20 min可实现溶液中铜和锗的有效分离,铜、锗的沉淀率分别为96.53%和2.51%;溶液中的砷与铜共同沉淀,置换渣中主要物相为Cu_(3)As和Cu_(2)O,置换渣中铜的质量分数为58.02%。沉铜后液在H_(2)O_(2)用量5 mL/L、温度70℃、时间2.5 h、终点pH为5.0~5.2的条件下,中和后液中铜、铁、锗的含量分别为16.52、1.39和0.43 mg/L,满足后续净化的要求;中和渣含锗2 501.40 g/t,可作为回收锗的原料。

铜-锌-硫混合粗精矿的选择性浮选分离

细粒嵌布型铜锌硫化矿采用粗磨后混合浮选工艺,具有回收率高和成本低的优势,但对所产出的混合精矿,亟需解决铜、锌、硫之间的高效彻底分离。云南玉溪地区铜锌硫混合粗精矿,其细度为-74μm 75%,含Cu 2.45%、Zn 4.93%、S 31.21%,笔者采用粗精矿再磨-铜、锌、硫选择性浮选分离工艺,研究了再磨细度、药剂种类、用量等因素对各矿物分离效果的影响。当粗精矿再磨细度为-38μm90%时,闭路试验获得品位和回收率均较高的铜、锌和硫精矿产品,铜精矿含Cu 21.00%,Cu回收率84.27%,锌精矿含Zn 48.37%,Zn回收率85.94%,硫精矿含S37.90%,S回收率82.85%,混合精矿中的铜矿物、锌矿物、硫矿物均实现了较彻底的分离。本研究为铜多金属混合精矿的有效分离提供了一种可资借鉴的方法。

用于MC-ICP-MS测定环境样品中铜、锌同位素的化学分离方法

对不同离子交换柱、淋洗体积、盐度、分离次数等一系列影响铜、锌纯化分离效果的条件进行了探讨,确定了环境样品(湖泊沉积物、植物和颗粒物)中铜、锌同位素测定时化学分离的最佳条件。采用AGMP-1(100～200目)阴离子交换树脂,以7mol/LHCl+0.001%H2O2、2mol/LHCl+0.001%H2O2、0.5mol/LHNO3作为淋洗液,分别在适当的体积接收淋洗液,可以有效地分离沉积物、植物和悬浮物等样品中的铜和锌。化学分离过程中Cu和Zn的回收率接近100%,同位素分馏在测试误差范围以内。将此方法应用于对红枫湖和阿哈湖水体悬浮物、植物和鱼类等样品中Cu、Zn的分离,经MC-ICP-MS测试后,准确获得了这些样品的Cu、Zn同位素组成。

锌铜合金灰选择性浸出分离回收铜试验研究

锌铜合金灰中含有Cu、Zn、Al、Ni、Sn、Pb等多种有色金属,通过筛分实现不同粒径范围锌铜灰的有效处理,考察了硫酸含量、温度、时间、液固比、转速、氧化剂和焙烧对不同金属选择性浸出的影响。研究结果表明,粒径小于0.15 mm的锌铜灰在750℃下焙烧3 h,再在浸出温度85℃,硫酸含量1.2 g/g灰液固体积质量比5/1、搅拌速度400 r/min、H_(2)O_(2)0.075 mL/g灰的条件下浸出5 h,锌去除率达到93.40%,铜去除率为0.23%,与初始铜灰相比,焙烧浸出后铜灰中的ZnO大量减少;将浸出渣与0.15~0.25 mm粒径范围的铜渣混合,在750℃下焙烧4 h,再在相同条件下,用2 mol/L的硫酸溶液酸洗5 h和水洗的步骤能够去除铜渣中大量的杂质金属元素,酸洗后的铜渣物相组成主要为Cu, Cu元素的比例达到92.52%。

艾萨磨在某高硫铜锌混合粗精矿铜锌分离中的应用

某高硫铜锌混合粗精矿在铜锌分离过程中难以获得铜品位18%以上的铜精矿,为解决铜精矿品位偏低的问题,进行了艾萨磨再磨工艺与现场球磨+水力旋流器再磨分级工艺对比试验研究。试验结果表明:采用艾萨磨工艺,铜锌分离作业可获得铜品位20.52%、锌含量2.38%、铜回收率89.32%的铜精矿,与现场球磨再磨工艺相比,铜精矿品位提高了2.82个百分点,锌含量降低了1.17个百分点,铜回收率提高了3.98个百分点。

福建某锌精矿铜钼综合回收试验研究

福建某锌选矿厂的锌精矿含锌47.33%、含铜1.29%、含钼0.49%,铜、钼一直未得到有效回收。针对该锌精矿,开展再磨脱药—铜钼混合浮选—铜钼分离流程试验研究,铜钼混合浮选采用一粗两扫三精—粗精矿再磨工艺流程,铜钼分离采用一粗一扫四精工艺流程。全流程闭路试验可得到含铜20.11%、含金0.78 g/t、铜回收率65.9%的铜精矿,含钼39.49%、含铼18.28 g/t、钼回收率93.0%的钼精矿,以及含锌49.53%、锌回收率99.0%的锌精矿,有效降低了锌精矿中铜、钼杂质含量,同时得到了铜精矿和钼精矿产品,实现了锌、铜、钼的高效分离。

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定铜、铅、锌矿石,煤烟尘中锗

采用酸溶分解样品,经蒸馏锗与共存离子分离消除干扰,运用CP-AES法测定铜、铅、锌矿石、煤烟尘中锗含量;试验结果表明,在6.0 mol/L的盐酸体系中,锗以四氯化锗的形态从盐酸溶液中能蒸馏完全;Ge校准曲线的线性范围为0.10~50.00μg/mL,校准曲线线性相关系数为0.99997;方法检出限为0.0106μg/g,测定范围10~50000 g/t,结果相对标准偏差(RSD,n=11)为0.2%~3.4%;加标回收率97%~107%。本法测定结果与国标方法-原子荧光光谱法测定值均一致。

铜锌分选绿色高效药剂P510和P4037选矿试验研究及应用

针对某高硫铜锌多金属矿石铜锌分选不理想,硫精矿含锌(2%)超标,且药剂用量大等问题,进行了新型捕收剂P510、P4037试验研究。结果表明:与BK301相比,P510、P4037铜锌分选性能好、浮选速度快、有效提高铜品位及回收率、铜锌互含低、药剂消耗少、药剂单位成本下降58.36%,从源头降低选矿废水中约40%的COD,适合低碱条件下选铜,且有利于后续选硫作业,减少硫浮选时活化剂用量。新药剂高效绿色的整体设计及大工业化是支撑绿色矿山理念形成与落实的基础与动力。

基体分离-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定高纯钼中9种元素

利用电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定高纯钼样品中杂质元素含量时,由于钼元素具有丰富的谱线,因此钼基体对待测元素干扰较大。为了消除钼基体对待测元素的干扰,实验使用过氧化氢溶解样品,过量硝酸沉淀分离钼基体作为样品前处理步骤,建立了基体分离-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定高纯钼中钙、铬、铜、钴、镁、镍、锌、镉和锰的方法。使用4mL过氧化氢溶解样品,10mL硝酸沉淀钼基体,钼的沉淀效率大于99%,沉淀后,各待测元素背景等效浓度均有下降,且回收率都高于85%,随沉淀损失较少。使用高纯钼基体沉淀分离的方法配制校准曲线,各待测元素校准曲线线性相关系数均大于0.9997;方法中各元素的定量限为0.20~2.03μg/g。实验方法用于测定高纯钼样品中钙、铬、铜、钴、镁、镍、锌、镉和锰,结果的相对标准偏差(RSD,n=5)为2.0%~4.8%,测定结果与电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)结果一致。

分质回收铜冶炼废酸中酸、砷、铜/锌的电渗析新工艺

为了有效分离冶炼废酸中酸、砷、铜/锌,采用电渗析和双极膜处理模拟废酸,考察了运行时间、酸度、砷初始浓度、铜/锌初始浓度等对酸、砷、铜/锌分离效果的影响,并采用该工艺对铜冶炼废酸进行效果验证,同时对长期使用后的电渗析阴膜、阳膜和双极膜膜面进行分析和表征。结果表明,在运行时间大于80 min、砷浓度小于9 g/L、酸度小于5%、铜/锌浓度小于5 g/L条件下,分质得到含砷、含有价金属盐和含酸的3种溶液,其中砷分离率大于93%、铜/锌回收率大于96%、酸回收率大于97%,且废酸中90%以上的其他金属离子(如Na、K、Mg、Ca等)截留在双极膜盐室,有效实现开路回收酸中无机盐离子;使用近两年后,电渗析膜和双极膜表观形貌无明显变化,无明显沉淀附着。

秘鲁某选铁尾矿综合回收有价金属试验研究

秘鲁某选铁尾矿中含有Cu、Zn、Fe、Au、Ag等多种金属,其中Cu品位0.46%、Zn品位0.76%、Fe品位22.83%,综合利用价值较高。由于细粒级含量较高、选铁尾矿中残余大量药剂、海水介质中无机盐等方面的影响,该尾矿未得到较好的利用。在原矿性质研究的基础上进行了工艺流程探索,确定采用“铜锌混合浮选→再磨→铜锌分离→锌浮选→铁磁选→铁精矿反浮选”工艺。闭路试验最终获得铜精矿Cu品位25.67%,Cu回收率72.24%,铜精矿中含Au 6.68 g/t,Ag 248.5 g/t,Au回收率72.87%,Ag回收率67.16%;锌精矿Zn品位46.13%,Zn回收率57.72%;铁精矿Fe品位65.13%,铁精矿产率11.24%,Fe回收率32.93%的较好指标。Cu、Zn、Fe及伴生Au、Ag等金属均得到了较好的综合回收。

某铜锌多金属硫化矿石选矿工艺试验研究

某铜锌多金属硫化矿石含铜0.38%、锌1.69%、硫12.48%,铜、锌、硫为主要有价回收元素。为实现铜、锌、硫的有效分离回收,开展了选矿工艺流程及药剂制度试验研究。结果表明:采用铜锌硫顺序优先浮选工艺,即优先选铜、再选锌、最后选硫工艺,在Z-200作为选铜捕收剂,硫酸锌和亚硫酸钠组合作为锌抑制剂,石灰作为硫抑制剂,乙基黄药和丁基黄药作为选锌捕收剂的条件下,闭路试验获得了铜精矿铜品位21.95%、铜回收率80.52%,锌精矿锌品位45.29%、锌回收率83.22%,硫精矿硫品位49.79%、硫回收率85.02%的试验指标。

铜锌硫化矿分离技术研究进展

随着铜、锌金属需求量的日益增加,迫于矿石资源趋于“贫、细、杂”化,对铜、锌矿石资源的高效利用提出了新的挑战。本文综述了铜锌硫化矿浮选分离工艺,主要包括优先浮选、全混合浮选、部分混合浮选和等可浮选等工艺,对比了各自分离铜锌硫化矿工艺的优势与不足。同时,对新型绿色处理工艺如:电化学处理、微生物浸出以及选冶联合等进行了阐述,在此基础上,展望了未来工艺研究发展的方向,为更加高效分离处理铜锌硫化矿提供借鉴。

某复杂难选多金属硫化矿铜铅浮选分离试验研究

对某含砷含银复杂难选铜铅锌硫化矿进行了浮选试验研究。使用新型高效硫化矿捕收剂CYC和环保型铅抑制剂CYZ,采用粗磨⁃铜铅混合浮选⁃分级再磨⁃脱药⁃铜铅分离工艺流程,获得了铜品位22.42%、银含量11549.74 g/t,铜、银回收率分别为73.77%、83.85%的铜精矿,以及铅品位13.96%、锑含量6.61%,铅、锑回收率分别为19.45%、11.10%的铅精矿,实现了铜和铅的高效分离,伴生银、锑也得到了有效回收。