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低品位氧化铜矿及混合铜矿的直接湿法冶金
| OB | 48001152 |
|---|---|
| 作者 | 中国科学院化工冶金研究所 |
| 出版社 | — |
| 出版年 | 1960 |
| 版本 | —(OCR未载,文件名标注1960) |
| 时期 | 1950—1979 |
| 大类 | 工业技术 |
| 详细分类 | 工业技术·冶金工业(湿法冶金) |
| 是否公版 | 是 |
| 页数 | 8 页 |
| 容量 | 1.0 MB |
| 文件 MD5 | ce983824145a265e8bcd40fbe579abc4 |
书籍简介
本书是中国科学院化工冶金研究所关于低品位氧化铜矿及混合铜矿直接湿法冶金的研究报告,文件名标注1960年,OCR未载出版者及版次。摘要说明,我国铜矿资源多为低品位氧化铜矿及混合铜矿,脉石碱性高,浮选采收率低,某铜矿即其一例;该铜矿的氧化矿、混合矿以及其他几地类似铜矿通入压缩空气,在100—120℃左右用氨浸取即可使铜浸出90%以上;根据拟议中的尾矿氨浸取生产过程估算,对此类矿石直接采用氨法浸取先选矿而后冶炼(或同时氨浸取处理尾矿)的方案回收率高、成本低、技术上先进。前言说明,我国铜矿大部分为低品位氧化矿,此外有部分硫化矿及混合矿;五八年大搞地方工业时,各省勘探及开采的铜矿中也有很多氧化矿;这些矿石中的金属矿物多交代于石灰岩中,构成脉石的矿物主要是碳酸盐;几种矿区选矿实验表明,氧化矿选收率均不高,混合矿选收率虽高一些,也很难达到80%;低品位氧化矿及混合矿采用先浮选而后冶炼精矿的生产过程总回收率较低,冶炼上也有一定困难;已有选矿后用加压氨浸取湿法处理尾矿的联合流程可使总回收率达到88%以上,但流程过于复杂;本报告讨论对碱性脉石的氧化矿及混合矿采用加压氨浸直接湿法冶金的可能性。实验包括某矿区氧化矿和某矿区混合矿(硫化氧化矿)。矿石性质部分列氧化矿化学全分析、物相分析及物理性质:氧化矿含SiO₂ 18.95%、Al₂O₃ 1.59%、CaO 24.18%、MgO 15.70%、灼减35.2%,Cu 0.725%、Fe 0.917%、Mn 0.305%、S 0.06%、Ag 3.49克/吨等;物相分析氧化铜0.49%、分布率73.1%,次生硫化铜0.16%、分布率23.9%,原生硫化铜0.02%、分布率3.0%,总铜0.67%;物理性质水分1—2、假比重1.8、真比重2.76、普氏硬度5—9。混合矿光谱分析大量元素Fe、Cu、Si、Al、Mn、Mg、Ca,少量Zn、Na,痕量Mo、Ti、V;化学全分析Fe₂O₃ 1.78%、Al₂O₃ 8.00%、SiO₂ 40.8%、CaO 7.245%、MgO 11.14%、Cu 1.00%、S 0.48%;物相分析氧化铜0.3913%、分布率39.4%,次生硫化铜0.4536%、分布率45.4%,原生硫化铜0.1489%、分布率15.2%,总铜0.994%;矿相鉴定主要矿物为斑铜矿、辉铜矿、少量黄铜矿,次生矿物为孔雀石、矽孔雀石,其他极少量黄铁矿、褐铁矿,脉石矿物为石英、方解石及少量绿泥石、绢云母等(白云质石灰岩)。实验方法部分说明氧化矿大部分实验在搅拌高压釜内进行,低温实验在水银密封三口瓶内进行并采用机械搅拌;高压釜三种性能表列1号2升衬不锈钢、二肩螺旋桨、直接电热,2号2升不锈钢、锚式、直接电热,3号5升不锈钢、电磁上下往复搅拌、间接电热并内有冷却旋管温度自动控制;三口瓶采用1000及500毫升两种,搅拌用玻璃螺旋桨叶,直径20—25毫米;实验按溶剂浓度、液固比加入高压釜有效容积的1/2—2/3,盖好釜盖、试压、通入所需空气,升温搅拌,恒温取样,降温后取溶液分析,残渣洗涤过滤分析含铜量。混合矿实验均在Ⅰ号高压釜内进行,方法基本相同,但升温期间不搅拌,大部分实验中间不取样,开釜后将溶液稀释到一定体积,分析铜离子浓度及残渣含铜量求浸取率。实验结果及讨论部分先讨论浸取过程化学反应机理,列孔雀石、蓝铜矿、斑铜矿、辉铜矿、黄铜矿、赤铜矿在NH₃及(NH₄)₂CO₃溶液中的溶解反应,并指出氧化铜类溶解不需再补氧化剂,需NH₄⁺维持pH;硫化铜类溶解需足够氧气;提高浸取率的主要困难集中在硫化物;结合性氧化铜及惰性硫化铜可能较难浸取。随后分述空气分压、温度、浸取剂浓度、粒度、搅拌速度及固液比的影响:提高空气分压可使浸取率提高,空气分压由3 atm增至12 atm浸取率提高10%左右;不通空气时混合矿溶液中含铜量随时间达最高值后下降,可能与铜离子被低价硫化合物还原、与高压釜壁置换或低价多硫酸根水解引起CuS沉淀有关;硫浸出率最终达80%左右,前期铜比硫浸出快,2小时后均缓慢,硫逐渐由低价氧化为高价。温度方面,混合矿不通空气时温度高低对铜浸取率无明显影响;通压缩空气时反应前期温度影响显著,80℃左右延长时间也可使浸取率维持在80%—90%;氧化矿通压缩空气提高温度可提高浸取率但不显著。浸取剂浓度方面,氨及碳酸铵浓度不要求太高,达到某一浓度后再提高几乎不影响;氧化矿采用C(NH₄OH)=2N、C((NH₄)₂CO₃)=2N,混合矿采用C(NH₄OH)=3N、C((NH₄)₂CO₃)=3N较适宜,碳酸铵浓度过高反而使浸取率降低。粒度方面,氧化矿颗粒由20%—200目至90%—200目3小时实验对浸取率无明显影响,均在90±5%左右;混合矿粒度30—100%—200目亦无明显影响;两种矿样95%以上为小于0.5mm颗粒。搅拌速度及固液比方面,氧化矿在120℃、空气分压8大气压、NH₃及(NH₄)₂CO₃浓度2N时,1号高压釜转速350转/分浸取率可达92.5%,180转/分则只有87%;固液比0.75:1、1:1、1:5时浸取率分别为76%、90%、93%;固体含量过高搅拌效果不好,最终铜离子浓度增高,相应要求较高浸取剂浓度;一般选择固液比1:1克/毫升比较适宜,搅拌速度至少必须造成良好悬浮状态。结论指出,对采用浮选而回收率不高的含碱性脉石低品位氧化铜矿及混合铜矿,可应用加压直接氨法浸取,温度100—120℃左右2小时回收率可到90%以上(残渣含铜低于0.08%);此法较先经浮选然后以火法处理精矿及高压氨法处理尾矿更为简单而经济;即将根据实验结果进行流程设计及经济核算。本书反映了20世纪60年代初中国低品位铜矿湿法冶金研究状况,对了解加压氨浸工艺、铜矿资源综合利用及当时冶金技术路线具有参考价值。本次仅见前8页,后续内容待补。
书籍资料
机构简介
中国科学院化工冶金研究所,本书作者及法人作者。本书以该所名义署名,OCR未载机构所在地、成立年份及详细沿革。据本书摘要、前言及实验部分,该所利用某矿区氧化矿和混合矿(硫化氧化矿)进行加压氨浸实验,氧化矿大部分实验在搅拌高压釜内进行,低温实验在水银密封三口瓶内进行;混合矿实验均在Ⅰ号高压釜内进行。该所根据实验结果提出,对含碱性脉石的低品位氧化铜矿及混合铜矿可采用加压直接氨法浸取,并计划进行流程设计及经济核算。
学术价值
1. 本书以某矿区氧化矿和混合矿为对象,研究加压氨浸直接湿法冶金工艺,列矿石化学全分析、物相分析、矿相鉴定及高压釜实验方法,并讨论空气分压、温度、浸取剂浓度、粒度、搅拌速度和固液比等因素对铜浸取率的影响,对低品位氧化铜矿及混合铜矿湿法冶金研究具有参考价值。
2. 书中提出在100—120℃左右通压缩空气用氨浸取可使铜浸出90%以上,残渣含铜低于0.08%,并认为直接氨法浸取较先浮选后火法处理精矿及高压氨法处理尾矿更简单经济,可供铜矿湿法冶金工艺比较和流程设计参考。
3. 本书反映20世纪60年代初中国针对低品位氧化铜矿浮选回收率低、脉石碱性高等问题开展直接湿法冶金研究的状况,对研究中国铜矿资源利用技术路线和湿法冶金发展史具有史料价值。
2. 书中提出在100—120℃左右通压缩空气用氨浸取可使铜浸出90%以上,残渣含铜低于0.08%,并认为直接氨法浸取较先浮选后火法处理精矿及高压氨法处理尾矿更简单经济,可供铜矿湿法冶金工艺比较和流程设计参考。
3. 本书反映20世纪60年代初中国针对低品位氧化铜矿浮选回收率低、脉石碱性高等问题开展直接湿法冶金研究的状况,对研究中国铜矿资源利用技术路线和湿法冶金发展史具有史料价值。
公版依据
本书出版于1960年,不适用P0(1911年前)规则。作者类型为法人作品:署名“中国科学院化工冶金研究所”,仅有机构署名,无个人署名,符合法人作品从严认定条件。按P2法人作品规则,出版后已满50年(1960年出版,截至处理年份2026年已满66年),故判定为“是”。
适用领域
铜矿湿法冶金、选矿和冶炼技术人员,低品位氧化铜矿及混合铜矿资源开发利用研究人员,冶金技术史和资源综合利用研究者,大专院校冶金、矿物加工相关专业师生。
序文信息
—
目录
- 摘要
- 一 前言
- 二 矿石的性质
- 1. 氧化矿
- 2. 混合矿
- 三 实验方法
- 四 实验结果及讨论
- (一)空气分压对浸取率的影响
- (二)温度影响
- (三)浸取剂浓度的影响
- (四)粒度大小的影响
- (五)搅拌速度及固液比的影响
- 五 结论
版权投诉
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整理说明
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