Leaching Behavior of Complex Copper Sulphide Concentrate with Ferric Chloride by Microwave Irradiation

Microwave assisted leaching of complex copper sulphide concentrate with ferric chloride was investigated, and its mechanism was analyzed. The results show that the leaching rate by microwave irradiation heating is much faster than that by conventional heating.

Recovery of Copper and Cobalt from Copper Slags as Selective

This study focuses on the recovery of copper and cobalt from copper slags obtained from Kure district of Kastamonu city, which is in the north of Turkey, and removal of Se, Te, Sb and As from mixture of copper slag and copper concentrate has been conducted. Homogeneous mixtures of slag/pyrite/copper concentrate rate were subjected to roasting at high temperatures in a closed medium and then it was processed roasting at air atmosphere at 600 ℃. In the leaching experiments, the effects of roasting time, rate of slag/pyrite/copper concentrate and the effect of the added iron powder to leaching on the metals dissolution were investigated. Under optimum conditions, 99.6% of copper and 98.4% of cobalt were extracted in roasting at high temperatures in a closed medium 3：6：6 of slag/pyrite/copper concentrate rate then roasting at 600 ℃ at 5 hours. Besides, it was determined that all of Se, Te, Sb and As can be removed from the mixture of slag/pyrite/copper concentrate rate.

STUDY ON COMPREHENSIVE UTILIZATION OF COBALTIFEROUS SLAG

As a part of comprehensive utilization of concentrate linnaeite.this paper mainly discussed the theoretical bases and technical process conditions of separation of cobalt and nickel by two-section extraction with N,,, and extraction of copper with Lix984

从低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜钴试验研究

研究了采用P204+磺化煤油体系从除杂后的低浓度硫钴精矿浸出液中萃取分离铜、钴,考察了萃原液pH、萃取剂浓度、萃取相比、萃取时间、反萃取剂浓度、反萃取相比等对铜钴分离效果的影响。结果表明:在萃原液pH=4、P204体积分数25%、萃取相比V_(O)/V_(A)=1/1、萃取时间3min、反萃取剂硫酸浓度0.10mol/L、反萃取相比V_(O)/V_(A)=2/1条件下,对硫钴精矿除杂后液进行两级逆流萃取、四级逆流反萃取试验,萃余液中钴质量浓度为338.80mg/L,铜质量浓度为2.96mg/L,铜萃取率为98.32%,90.03%的钴留在萃余液中,经反萃取铜钴可得到进一步分离,有利于下一步制备高纯度硫酸钴。

刚果(金)SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明:采用Na_(2)S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98%硫酸调节浸出矿浆酸度,在液固比5∶1、浸出时间4 h、搅拌速度200 r/min、浸出终点pH值约1.5的条件下,铜的浸出率为97.96%,钴的浸出率为91.08%,吨铜净酸为0.96 t酸/t铜。本文的研究结果可为同类型矿石的选冶处理提供一定的技术参考。

镍锍试金-电感耦合等离子体质谱法测定铜精矿中6种铂族元素的含量

针对目前火试金-电感耦合等离子体质谱法(ICP-MS)测定铜精矿中元素时存在扣渣分离操作复杂、难以满足生产需求的问题,优化了试金配料,进行了题示研究。取样品5 g及30 g硼砂、15 g碳酸钠、1 g升华硫、10 g二氧化硅、3 g硝酸钠、10 g氟化钙、4 g羰基铁粉、1.5 g羰基镍粉,混匀,置于黏土坩埚中,加入质量比3∶1的轻质氧化镁-碳化硅混合物至物料被完全覆盖,于1050℃保温15 min。冷却后取出锍扣,放入100 mL磨口三角瓶中,加入30 mL水,待锍扣分散后加入30 mL盐酸,于160℃溶解至溶液清澈且无气泡冒出。冷却后用0.45μm混合纤维素滤膜过滤,用10%(体积分数)盐酸溶液洗涤。将沉淀物转移到磨口三角瓶中,加入5 mL王水(体积比3∶1的盐酸-硝酸混合液),于120℃溶解至溶液清澈,用水定容至25 mL,采用ICP-MS碰撞池模式测定钌、铑、钯、锇、铱、铂等6种铂族元素含量。结果表明,试金配料中硝酸钠降低了样品中过剩的还原力,避免贱金属进入锍扣,以便获得质量合适的锍扣;氟化钙改善了熔渣流动性,使锍扣更易沉降;质量比3∶1的轻质氧化镁-碳化硅混合物作为覆盖剂能更有效地减少熔融过程中锇、钌的损失。各元素的质量浓度均在100.0μg·L^(-1)以内与所对应的响应强度和内标(镥)响应强度比呈线性关系,检出限(3s)为0.017~0.139μg·kg^(-1);方法用于国家标准物质的分析,其测定值的相对标准偏差(n=12)均小于8.0%;对空白样品进行加标回收试验,回收率为90.0%~109%。

氧化铜精矿熔炼过程中铜、钴、铁的还原行为

针对刚果金含钴氧化铜精矿采用铁橄榄石渣型进行了焦炭还原熔炼,考察了m(CaO)/m(SiO_(2)),m(FeO)/m(SiO_(2))和焦比等对铜、钴还原率的影响.对铜、钴、铁和硅氧化物的还原顺序和还原条件进行了热力学分析,借助金属氧化物还原热力学模型与焦炭气化动力学对铜、钴、铁氧化物的还原进程进行了量化分析.研究结果表明,氧化铜精矿中金属铜、钴、铁的还原分为前期的竞争性快速还原期和后期的铜、钴慢速还原期,在慢速还原期已经还原的金属铁还会发生再氧化;金属铁前期大量的竞争性还原和后期的再氧化会降低铜、钴、铁的还原率和焦炭的有效利用率.揭示了粗铜表面铁合金层的形成机制.

物相分析法结合解离度测定法在某铜钴精矿和铁矿选矿产品检查中的应用研究

选矿产品检查首选物相分析法,此法受矿石的复杂性及选择性溶解方法的影响会导致串相,使检测结果产生偏差。通过将物相法和解离度法的检测结果相结合,用于选矿产品中各相占有率的平衡配分,其结果更准确直观,为选矿工艺的优化提供了技术支撑。

铜钴精矿焙烧浸出试验研究

采用浮选、硫酸化焙烧、酸浸、萃取电积、除铁沉钴流程从刚果(金)铜钴精矿中回收铜钴。结果表明,最佳焙烧条件为:粒度-0.074mm占90.77%,添加7.5%的Na2SO4在700℃焙烧30min。焙砂进行两段浸出,铜钴的浸出率分别达到97.61%和95.92%。

铜钴冶炼渣还原造锍熔炼回收铜和钴

从试验上验证了铜钴硫化矿冶炼新工艺的可行性,并着重研究了新工艺中铜钴冶炼渣还原造锍熔炼阶段还原剂焦炭用量、硫化剂黄铁矿用量、熔炼温度和保温时间对铜钴回收率的影响。结果表明,加入铜钴冶炼渣质量分数6%的焦炭和20%的黄铁矿,在1 350℃熔炼3h,弃渣含铜、钴可分别降至0.12%和0.074%,产品铜钴锍中铜、钴回收率分别达到92.95%和89.95%。贫化渣主要物相为铁橄榄石(Fe2SiO4)和磁铁矿(Fe3O4),铜钴锍主要物相为硫化亚铁(FeS)、钴铁硫化物(Fe0.92Co0.08S)、吉硫铜矿(Cu8S5)。

多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸研究

研究了多金属硫化矿浮选精矿加压酸浸过程及各种因素对浸出的影响。研究结果表明:在不苛刻的条件下经加压酸浸,多金属硫化精矿中锌浸出率可达99%以上,铜浸出率可达90%以上,而铅、银则98%以上进入浸出渣,元素硫产出率约70%。

卢安夏钴精矿焙烧—浸出铜钴试验研究

研究了采用沸腾焙烧—两段浸出工艺从卢安夏钴精矿中回收铜、钴,考察了焙烧温度、过剩空气系数、Na_2SO_4加入量及浸出条件对Cu、Co浸出率的影响。钴精矿首先在681℃(沸腾层)、过剩空气系数1.71、空气直线速度0.247m/s、Na_2SO_4加入量2%条件下进行焙烧,然后经两段浸出(一段浸出:液固体积质量比3∶1,浸出温度60℃,浸出时间2h,初始硫酸质量浓度32g/L;二段浸出:液固体积质量比4∶1,浸出温度95℃,浸出时间3h,初始硫酸质量浓度180g/L),结果表明,钴、铜浸出率分别达90.18%和90.45%,浸出效果较好。

钴负载凹凸棒石基复合吸附脱硫剂脱除SO_2的实验研究

以甘肃产凹凸棒石（ATTP）为基体，辅以活性氧化铝、成型剂等成分，经造粒后附载过渡金属氧化物Co3O4，制得了一种新型复合吸附脱硫剂Co3O4-γ-Al2O3／ATTP。通过对该物质的动态脱硫实验，研究发现ATTP含量、焙烧温度、脱硫剂含水率及过渡金属浸渍液浓度对SO2脱除性能均有影响，当ATTP含量为60％～70％，焙烧温度为600℃,Co（NO3）2浸渍液浓度为20％左右，且脱硫剂的含水率达到15％～30％时，该复合吸附脱硫剂具有较强的吸附性能和催化脱硫能力，其硫容可高达19．74％，脱硫效果优于CuO-γ-Al2O3／ATTP脱硫剂和CuO／γ-Al2O3脱硫剂。

热压氧氨法对Cu-Ag-Au复杂硫精矿预浸铜的研究

用热压氧氨法对Ｃｕ－Ａｇ－Ａｕ复杂硫化矿预浸铜进行了实验研究，得出了不同实验条件下铜的脱除率数据。当氧压为０．５５ＭＰａ，ＮＨ３／Ｃｕ比为７时，铜的脱除率可达９０％以上。测定了氧气分压、ＮＨ３／Ｃｕ比、反应温度和反应时间等因素对铜脱除率的影响。应用于山西某含金复杂硫化精矿的预处理，取得了满意的结果。

提高金铜硫化矿矿石金铜回收率工艺研究

本文对湖北某大型金铜矿石的浮选进行了系统研究。并对其硫精矿中金的回收进行了详细试验。结果表明，对硫精矿采用再磨再选技术，可使硫精矿中金的品位降至１．３１ｇ／ｔ，金的回收率可提高８．６７％，而且铜的回收率提高３．８９％。

硫化铜精矿氧化焙砂还原熔炼研究

对高品位硫化铜精矿氧化沸腾焙砂进行了还原熔炼实验研究,首先将硫化铜精矿在沸腾炉中进行氧化焙烧,然后将焙砂在添加炭质还原剂及石英、氧化钙等条件下进行还原熔炼。实验结果表明,该硫化铜精矿在850℃,氧化焙烧2 h得到的氧化焙砂,在1 350℃下还原熔炼20 min可得到熔炼产品粗铜,自熔渣熔炼时,粗铜品位为88%~95%,铜直收率为96%~98%;加石英熔炼时,粗铜品位为95%左右,铜直收率为97%左右;加Ca O熔炼时,Ca O 4%~9%,粗铜品位为95%~97%,铜直收率为93%~96%。

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%;采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。

流程结构的选择对微细粒铜镍硫化矿的浮选影响

由于含蛇纹石类脉石的微细粒铜镍硫化矿浮选存在很多不利因素,如矿浆泥化严重、矿泥罩盖现象明显等,本论文采用调整流程结构的方法研究了微细粒含铂钯的铜镍硫化矿的回收。结果表明:在药剂制度和磨矿细度相同条件下,采用阶段磨矿和选别的流程,实现了能收早收目的,效果令人满意。

氯化物介质矿浆电解法浸出硫化铜精矿

研究了在ＦｅＣｌ３ＨＣｌＮａＣｌ体系中直接电解浸出硫化铜精矿矿浆制取铜粉的工艺条件及机理。试验表明，在阳极初始溶液含Ｆｅ３＋６０ｇ／Ｌ、ＨＣｌ３０ｇ／Ｌ、ＮａＣｌ１５０ｇ／Ｌ，阴阳极电流密度分别为３５０和６００Ａ／ｍ２，１００℃的条件下浸出５ｈ，可获得铜浸出率９８．８％、渣含铜０．３４％、铜粉纯度９７．５％的结果；Ｆｅ３＋浓度是影响铜浸出率最显著的因素，阳极上发生的主要反应是Ｆｅ２＋的氧化；元素硫产生的机理是酸直接分解黄铜矿生成Ｈ２Ｓ，Ｈ２Ｓ溶解后再被Ｆｅ３＋氧化。

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%,原生硫化铜占总铜的15.05%,次生硫化铜占总铜的76.88%,主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿,其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等;脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺,进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选,1粗2扫常规浮选,快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离,获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t,铜、金回收率分别为60.79%、50.90%;常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t,铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨,保证铜的回收率,又可得到较高品位的铜精矿,获得较好的铜、金回收指标。