铜冶炼渣中有价金属的综合回收

根据铜冶炼渣的矿物特性及选矿工艺特点,本文对综合回收铜冶炼渣中的有价金属进行了探索,采用铜冶炼渣浮选—磁选的选矿工艺流程,最终取得了令人满意的试验指标。铜精矿品位29.68%,回收率90.45%,铁精矿品位55.57%,回收率48.47%,实现了有价金属的综合回收。     

辉钼矿氧化焙烧试验研究

辉钼矿分布范围广泛,工业价值高,约99%的钼以辉钼矿形态存在。辉钼矿处理主要采用氧化焙烧-氨浸工艺制备钼酸铵,经氧化焙烧后辉钼矿中的二硫化钼转化为易溶于氨水的三氧化钼。氧化焙烧是该工艺的关键,辉钼矿的氧化率决定了后续氨浸钼的浸出率和回收率。本文对辉钼矿的氧化焙烧过程进行研究,通过试验确定了焙烧温度、时间以及粒度对辉钼矿焙烧效果的影响规律,发现辉钼矿在600℃条件下焙烧60 min,氧化率可达99%。     

金属尾矿综合利用先进适用技术目录

尾矿提取有价组分 编号：1 技术名称：尾矿反浮选提铁降硅资源综合利用技术 适用范围：铁矿石尾矿 基本原理和内容：品位约为11％的尾矿经立缓脉动高梯度磁选机复选粗精矿；粗精矿由渣浆泵经脱磁器给入高频细筛，高频细筛筛上经浓缩磁选后给人球磨机。球磨机排矿返回高频细筛，高频细筛筛下经磁选后给人二段磨矿细筛；二段磨矿细筛筛上经浓缩磁选后给人二段磨机，筛下经磁选进入反浮选作业除硅，获得含铁品位67．2％的铁精粉。     

用焙烧—氰化工艺从难选冶金矿石中浸出金的探讨

黔西南州有丰富的难选冶金矿石，应用一般工艺流程技术无法提金。采用焙烧－氰化工艺技术处理，使微粒浸染型难选冶金矿石得到充分利用，当粒度为2－0mm，焙烧温度为650－750℃，焙烧时间为3－4小时时，其浸出率可达85％以上，能获得较好的经济效益。     

氧化铜矿硫酸搅拌浸出工艺研究

对氧化铜矿进行了硫酸搅拌浸出试验研究。考察了浸出温度、硫酸用量、浸出时间、矿石粒度对浸出的影响。研究结果表明,在反应温度为60℃,硫酸用量180 kg酸/t矿,浸出时间2 h,液固比2/1,矿石粒度-200目占比约70%的条件下,Cu浸出率约82%,浸出液含Cu约17 g/L,浸出终点酸度约10 g/L,满足后续萃取工艺条件。     

提高梅山铁矿细粒级铁矿石回收率的探讨

为了提高梅山铁矿预选工艺中细粒级矿石选别效果，分析现有弱磁粗选-扫选工艺的生产技术指标，找出问题所在，即：给矿中大颗粒多、洗矿效果差、选别次数不足。针对存在的问题提出了增加一段强磁选、无孔筛板改为有孔筛板、提高洗矿效果等措施。改进后，铁回收率显著提高，铁精矿产出量年增加45000 t。     

微细粒磁铁矿提铁降硫试验研究

以新疆某铁矿为例,用磁选方法对含硫磁铁矿进行选别试验研究,试验获得铁精矿品位为65.4%,回收率81.57%、含硫0.20%。为该磁铁矿选别回收提供了技术支撑。     

锰矿中氯离子的去除工艺研究

本研究采用水洗和焙烧的方法处理国内某地区的高氯锰矿,直接除去锰矿中的氯离子,主要考察了水洗温度、焙烧温度、焙烧时间等因素对氯的去除效果。研究结果表明,提高水洗温度,可明显提高水洗除氯的效果。焙烧过程中,提高焙烧温度和时间,有利于氯的去除。经液固比为5:1、90℃洗涤后,除氯率可达86.31%。经700℃、4 h焙烧后,除氯率可达65.11%。     

废镍钼催化剂两段焙烧-水浸试验研究

本文主要讨论了废钼镍催化剂的两段焙烧-水浸的工艺条件。首先采用一段低温氧化焙烧,烧掉废催化剂上的积碳积硫等物质,同时使废催化剂中的硫化物转化为氧化物,然后进行二段高温焙烧,使钼转化为可溶性的钠盐,最后用热水浸取二段焙烧料。试验结果表明,一段焙烧温度650℃、焙烧时间2 h;二段高温焙烧温度800℃、焙烧时间75 min,碳酸钠与焙烧中钼的摩尔比3.5;浸出温度85℃,液固比为3时,钼浸出率可以达到95%。     

国外某氧化铜矿的浸出研究

以国外某氧化铜矿床为研究对象,本文采用硫酸酸浸工艺,考察浸出时间、反应温度、液固比、硫酸消耗、磨矿粒度等因素对铜浸出率的影响,得到最佳浸出条件。研究表明,提高浸出温度和酸矿比,混合矿Cu浸出率有所提高,但是增幅较小,同时杂质Fe浸出率增大。浸出温度升高,酸耗相应增大。因此,推荐室温下浸出,酸矿比130 kg/t,浸出时间2 h,此时Cu浸出率约为92%。此外,矿石粒度对Cu的浸出率无明显影响。     

非洲某高铜低硫铜精矿焙烧-酸浸试验研究

本文对非洲某高铜低硫铜精矿进行焙烧-酸浸工艺试验研究。结果表明,在焙烧温度750℃、焙烧时间2.0 h时,该铜精矿焙烧脱硫率为79.78%;所得焙砂在浸出条件为浓硫酸加入量1.1 t/t焙砂,酸浸温度50℃,酸浸时间3.0 h时,铜的浸出率可达98.10%。     

采用循环流态化焙烧—氰化浸出工艺处理难处理金矿原矿的工业实践

为了高效利用含Au 3～8 g/t、S 1.0%～1.2%的复杂金矿原矿资源,本研究自主研发了循环流态化焙烧—氰化浸出工艺。工业实践表明,Au的回收率可达80%,节省浮选工段和脱硫工段;相较于传统的焙烧—细磨—氰化浸出工艺,金的回收率提高20%。采用循环流态化焙烧—氰化浸出工艺处理低硫低品位复杂金矿,运行成本较低,经济效益好,可为我国西部、西南部地区复杂难处理金矿原矿的开发利用提供借鉴。     

高温还原挥发法处理氧化铅锌矿的试验研究

研究采用高温还原挥发法处理国内某企业的氧化铅锌矿,还原挥发回收其中的锌和铅。同时,采用马弗炉对由矿物与焦炭组成的试验物料进行处理,着重考察了矿石粒度、无烟煤用量、还原温度、反应时间等因素对锌和铅的挥发率的影响。研究结果表明,在矿石粒度≤0.2 mm、无烟煤量/矿量为10%、还原温度1 250℃、高温反应时间1.75 h的条件下,锌和铅的挥发率均达到99%。此方法处理工艺简单,回收率高,易于实现工业化。     

氯化焙烧法处理氰化尾渣

氯化焙烧法常用于处理有色金属含量较低的矿石，可使氰化尾渣中的有色金属挥发出来，通过烟气捕集的方式加以回收。本试验以辽宁省某冶炼厂的焙烧矿氰化尾渣为原料，考察了氯化剂添加量、球团尺寸、焙烧温度以及焙烧时间对有色金属挥发率的影响，并对焙烧终渣的环保指标进行研究。试验结果表明，从氯化焙烧的最佳工艺条件来看，CaCl2添加量为氰化尾渣质量的7%，造球粒度为8～12 mm，焙烧温度为1 100℃，焙烧时间为60 min。在此条件下，Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别可以达到97.50%、71.45%、57.69%、99.72%、90.87%，残渣的物相组成基本未发生改变。     

秘鲁某金矿选矿尾矿加压预氧化工艺研究

本文采用具有代表性的某金矿选矿尾矿,进行了硫酸体系加压预氧化处理工艺研究。同时,考察了磨矿时间、浸出时间、温度、酸度、氧分压等因素对加压浸出过程的影响,确定了优化的工艺条件。在此条件下,试验取得了预处理后氰化金浸出率95.94%的良好结果。     

碱熔-酸浸法回收低品位铂族金属废料中铂、铑的试验研究

工业废料的铂族金属含量远远高于地壳中的含量，铂族金属二次资源回收利用具有显著的社会效益和经济效益。本文通过开展条件试验，采用碱熔-酸浸法回收低品位铂族金属废料中的铂和铑。研究发现，焙烧温度为700℃，碱用量为物料质量的1.8倍，焙烧时间为90 min时，铂、铑的浸出率分别可以达到99.28%、95.27%。     

哈密低品位钒钛磁铁矿选矿研究

哈密超低品位钒钛磁铁矿的矿体呈大型透镜体状或规则的脉状,点型矿山有库木塔格钛铁矿、尾亚钒钛磁铁矿和沁城钛铁矿。由于矿石主要有用组分为钛磁铁矿+钛铁矿,采用单一磁法选矿方法无法实现分离,难以获得合格的产品。本文将尾亚钒钛磁铁矿的原生矿石作为选矿样本进行选矿研究,提出采用磁法+浮法的选矿工艺进行选矿。该选矿工艺实用性强,选矿成本和能耗较低,提高了资源利用率,有助于获得合格的产品。     

梅山铁矿矿泥选别工艺优化

分析了梅山预选工艺细粒级矿泥选矿生产工艺现状和存在的矿泥跑浑问题,提出了Φ38 m、Φ45m两个浓缩池同时输出底流入选的技术方案,完成了实施前后浓缩-隔渣-弱磁-强磁工艺流程考查。工艺优化结果证明,溢流浓度由1.464%降低到0.236%,精矿作业产率由28.79%提高到36.14%,每年可多选出铁品位57%的铁精矿14 699 t,效果明显,效益显著。     

麻竹活性炭负载TiO_2的制备及其光降解性能研究

本文以麻竹活性炭为载体,钛酸四丁酯为钛源,采用溶胶-凝胶法制备TiO_2/AC复合材料,利用扫描电镜、X射线衍射、傅里叶红外光谱对样品进行表征,并探讨TiO_2/AC对亚甲基蓝溶液的吸附-降解行为。试验结果表明,当焙烧温度为450℃时,TiO_2以锐钛矿物相负载在活性炭上。在溶液pH值为6时,TiO_2/AC对亚甲基蓝的光降解能力最好,经5次吸附-降解-再生试验后,降解率仍可保持在首次的90%以上,且回收率可达95%。     

碱焙烧富集汽车尾气净化催化剂中有价金属的研究

作为铂族金属重要的二次资源,失效汽车尾气净化催化剂的回收利用引起了世界各国的高度重视.由于原料中贵金属含量过低导致其回收难度大,如何将其中有价金属有效富集决定了回收工艺的回收效率.采用碱式焙烧-酸溶工艺对原料进行溶解富集试验研究,得出焙烧-酸溶富集有价金属的最佳工艺条件为:碱/料比0.8,温度800℃,焙烧时间2h;经焙烧-酸溶处理后催化剂总失重90.0％,富集渣贵金属含量达到1.42％,富集效果理想.