CN105018724A - 一种铜矿石的处理工艺 - Google Patents
一种铜矿石的处理工艺 Download PDFInfo
- Publication number
- CN105018724A CN105018724A CN201410180462.6A CN201410180462A CN105018724A CN 105018724 A CN105018724 A CN 105018724A CN 201410180462 A CN201410180462 A CN 201410180462A CN 105018724 A CN105018724 A CN 105018724A
- Authority
- CN
- China
- Prior art keywords
- leaching
- copper
- extraction
- ore
- leach liquor
- Prior art date
- Legal status (The legal status is an assumption and is not a legal conclusion. Google has not performed a legal analysis and makes no representation as to the accuracy of the status listed.)
- Pending
Links
Classifications
-
- Y—GENERAL TAGGING OF NEW TECHNOLOGICAL DEVELOPMENTS; GENERAL TAGGING OF CROSS-SECTIONAL TECHNOLOGIES SPANNING OVER SEVERAL SECTIONS OF THE IPC; TECHNICAL SUBJECTS COVERED BY FORMER USPC CROSS-REFERENCE ART COLLECTIONS [XRACs] AND DIGESTS
- Y02—TECHNOLOGIES OR APPLICATIONS FOR MITIGATION OR ADAPTATION AGAINST CLIMATE CHANGE
- Y02P—CLIMATE CHANGE MITIGATION TECHNOLOGIES IN THE PRODUCTION OR PROCESSING OF GOODS
- Y02P10/00—Technologies related to metal processing
- Y02P10/20—Recycling
Landscapes
- Manufacture And Refinement Of Metals (AREA)
Abstract
本发明提供一种适用于难选、难浸矿石的铜矿石的处理工艺，其工艺工序分为：浸出工序、萃取工序、电积工序，将粉碎后的矿石加入到浸出槽中，将浸出液泵入浸出槽中，经过一个浸出周期后将浸出液排入低位储槽中，再经过滤装置过滤后泵入高位储槽中，高位储槽中的浸出液自流进入萃取反萃箱，萃余液返回浸出系统循环使用，反萃液流入电积槽中，电尾液流入电尾液储槽中。本发明选用复合浸出剂，具有强的适应性和生命力，适用于各种铜矿资源的浸出；还用Lix54-199碱性铜萃取剂进行萃取，使得设施设备无需作防腐处理，减少了投资，浸出剂可循环使用，节省了成本，避免环境污染。
Description
技术领域
本发明涉及湿法冶金技术领域，尤其涉及一种铜矿石的处理工艺。
背景技术
对于桂花大村铜矿来说，全区矿石平均铜含量1.81％，主要是以氧化矿为主的氧硫混合矿，而且含钙、镁、铝、铁均较高，用常规选矿法处理该矿石，使得铜的回收率低；而且该矿石为碱性脉石，酸耗高达12-15t/tCu，用湿法冶炼酸浸技术处理该矿石，会产生板结从而造成浸出液渗透困难，而且矿石中的硫化矿不易浸出，因此该矿石属于用传统方法难以处理的难选、难浸矿石，因此寻找一种经济有效的加工技术来处理这种难选、难浸矿石，具有重要的现实意义和广阔的发展前景，将桂花大村铜矿的资源优势转化为经济优势，才能取得很好的经济效益和社会效益，目前国内外对铜矿石直接浸出技术大致分为：硫酸法堆浸和地浸技术、细菌法堆浸技术、氨法加压和常压搅拌浸出技术等，这些方法经过几十年的生产应用，技术成熟可靠，但它们都存在着共同的缺陷，即对矿石浸出的适应性较差，例如：硫酸法堆浸和地浸技术主要适用于硅质酸性氧化矿，对含钙、镁、铝、铁等较高的碱性矿石不适应，对氧硫共生的硫化矿也很难浸出，靠空气中的氧来氧化硫化矿耗时长、效率低；细菌浸出法主要是对次生硫化矿浸出效果较好，而对原生硫化矿（如黄铜矿）及氧化矿则较难浸出；氨法加压氧化虽然能将硫化矿和氧化矿一起浸出，但高压设备投资大，溶液中铜浓度低，矿渣太细，固液分离困难，堆存困难，生产成本高而难以推广普及；常压氨浸只适于氧化矿浸出，不适于硫化矿的浸出，而且对氨的损失较大，既增加成本又污染环境；而且浸出液是一种氨性溶液，氨性溶液是重要的湿法冶金体系，铜离子可以形成稳定的氨配位化合物而溶解在铵盐溶液中，铜-氨配位化合物为阳离子状态，虽然可以用一般酸型萃取剂萃取，但在高PH值下大部分萃取剂溶解损失大，
从氨性溶液中萃取金属离子包括多个反应平衡：
氨加合质子：
NH3 + H+ == NH4 +
金属离子形成氨配合物：
nNH3 + Cu2+ == Cu（NH3）2+n
萃取平衡：
（m+2）HR + Cu == CuR·mHR + H
氨的萃取及分配、离解平衡：
HR + NH3 == NH4R
NH4R == NH4R == NH4 + + R-
在PH＜7时，溶液中游离氨浓度很低，铜离子大多未能形成氨配合物，萃取类似在一般盐溶液中的过程；PH＞7后，随着PH升高，溶液中游离的NH3增加，铜离子形成铜-氨配合物，平衡向右转移，可萃取的游离Cu2+浓度下降，而被萃入有机相的NH3增加，这些因素都不利于铜的萃取，一般酸性萃取剂在铵盐溶液中溶解度很大，几乎都生成铵皂溶入水相，萃取剂溶解损失大，不利于铵盐溶液中铜的萃取。
发明内容
综上所述的冶金制造工序中存在的不足，本发明提供一种适用于难选、难浸矿石的铜矿石的处理工艺，包括复合浸出剂槽浸工序、萃取工序、电积工序，其工艺流程如下：
（1）复合浸出剂槽浸工序：
1）将矿石粉碎到所需粒度，并加入浸出槽中；
2）根据加入的矿石量及矿物组成，计算出浸出剂的需要量及水量，配成浸出剂置于循环槽中；
3）加热浸出液，加入氧化剂，用泵将其泵入浸出槽中，加完氧化剂后停泵，浸出液停止循环，待反应24小时后，第二天同一时间重复上述操作；
4）每天定时化验测定铜浸出液的含铜浓度及浸出剂浓度，监测浸出槽中的反应是否正常，如果浸出率变化异常时，通过调整浸出剂加入量加以改善；
5）每天定时对浸出液中的铜和游离氨进行分析，以此来判断浸出反应是否正常，并计算每天铜的浸出率、浸出量，溶液中铜浸出量的计算公式为：
溶液中铜浸出量W2=溶液中铜浓度（kg/m3）×溶液体积（m3）
式中：铜浓度由分析测得
溶液体积为浸出液总体积
溶液中铜浸出率η（％）=W2/W1 （1）
W2由（1）式求得，W1由矿石品位（％）×浸出槽中矿石量（kg）
对矿石固体进行分析计算铜的浸出率，来验证液体中铜浸出率的准确性，由矿石固体计算浸出率有以下两种方法：
式一：η（％）=浸出后矿渣中铜含量（％）/浸出前矿石中铜含量（％）
式二：η（％）=（n1m1-n2m2）÷n1m1 （2）
式中n1——浸出前矿石中铜含量 （％）
m1——浸出前加入浸出槽矿石总重量 （％）
n2——浸出后矿渣中铜含量 （％）
m2——浸出后矿渣中总重量 （％）
通过计算浸出液含铜量来计算铜的浸出率式（1），加入浸出流程中的液体量可准确测得，通过化验测得铜浓度后，用式（1）计算出铜的浸出率，用矿石中浸出前与浸出后的铜金属差式（2）来计算铜浸出率，来验证以浸出液含铜量来计算浸出率的准确性，同时通过矿物组成分析和浸出渣的分析，计算出氧硫混合矿中各种铜组合（原生硫化铜、次生硫化铜、游离氧化铜、结合氧化铜）的浸出率，从而监测和分析各种铜组分的浸出情况，浸出条件如下：
1）浸出液温度0-40℃；
2）浸出槽压力：常压-0.1Mpa；
3）浸出液体系PH＞8；
4）浸出液固比：控制在1:5-1:0.5之间；
5）矿石粒度≤6mm；
6）矿石堆高：2m-10m；
7）浸出时间： 20-30天；
8）浸出方式：固定槽式连续浸出，浸出液间歇循环方式；
（2）萃取工序：
高位储槽中的浸出液自流进入萃取、反萃箱，高位储槽与萃取箱通过增强塑料管连接，其间连有闸阀，来控制浸出液流量，浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室，有机相在上层，浸出液在下层，萃余液返回浸出系统循环使用，萃取条件如下：
1）料液平均含铜浓度4.0g/L，萃取率80％，料液处理量313L/d，12L/h；
2）萃取采用一级萃取、一级反萃，萃取相比1:1，反萃相比1.5-2:1；
3）搅拌电机2台，萃取、反萃各1台，功率为80瓦，用调速器控制转速；
4）萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100，稀释剂采用灯用煤油，萃取剂浓度10％（v/v）；
5）负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液（电积后电尾液）进行反萃；
6）萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成；
7）萃取工序连续运转60天，萃取过程中，产生少量絮凝物，经打捞处理后回收有机相；
（3）电积工序：
反萃液（电积液）从反萃箱流出后自流进入电积槽中，进液方式为上进下出，经电积后的电尾液流入电尾液储槽，然后用泵将电尾液泵入到高位槽中，自流进入反萃箱进行反萃，其中，可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成，电积条件如下：
1）电流密度：125-150A/m2；
2）电流效率：90％；
3）电积液流速9L/h；
4）电积液浓度：Cu2+ 40-45g/L，H2SO4 160-180 g/L；
5）电尾液浓度：Cu2+ 30-35g/L，H2SO4 170-190 g/L；
6）阳极板有效面积：100×180mm2，厚6mm，阳极板数量：4块，阳极板成分组成：Pb、Ca、Sn；
7）阴极板有效面积：120×190mm，始极片数量：3片；
8）电积槽尺寸600mm×130mm×200mm，电积槽数量为1个；
9）可控硅规格：200A，6V；
10）萃取电积连续运转60天后，得到累计产铜量。
本发明的有益效果为：本发明在原有的铜矿石的浸出-萃取-电积工艺上进行了改进，即选用复合浸出剂，它的选择性极强，只与能形成络合物的物质发生反应，而且一旦形成铜络合物，浸出液络合物的溶解度远比硫酸铜的溶解度大，所以能得到高浓度的铜溶液，减少铜溶液的后续处理设备，因为铜络合物的溶解度大，不会因为气温低产生结晶而造成工艺运转困难，具有强的适应性和生命力，既能浸出氧化铜，又能浸出硫化铜；既能适应酸性脉石，又能适应碱性脉石，能适用于各种铜矿资源的浸出，尤其适合氧硫共生铜矿的浸出，也适合多金属共生矿的浸出；而且经6mm筛孔的打砂机粉碎后，矿石颗粒较细（≤6mm），矿石粒度远远小于堆浸法的矿石粒度（2cm左右），又远远大于搅拌浸出的矿石粒度，比堆浸法提高了浸出率，缩短了浸出时间；与搅拌浸出相比提高了铜的回收率，可解决固液分离和细泥浆对方的困难；还用Lix54-199碱性铜萃取剂进行萃取，使得浸出体系为碱性，一方面使得设施设备无需作防腐处理，减少了投资，另一方面LIX54-100萃取剂是一种水溶液性萃取剂，可与铜金属阳离子形成可溶性有机化合物，其粘度很低，对于35％（V/V）的有机相负载可以达到35g/LCu，因此可以采用与肟类萃取剂相比更小的容积萃取系统；浸出剂可循环使用，节省了成本，避免环境污染。
附图说明
图1为本发明流程示意图。
具体实施方式
根据图1所示，对本发明进行进一步说明：
如图1，打砂机-1、浸出槽-2、浸出液加热槽-3、泵A-4、低位储槽-5、泵B-6、过滤装置-7、高位储槽-8、萃取、反萃箱-9、电积槽-10、泵C-11。
实施例1
选取新开采的氧硫混合矿，经有色地质测试分析：总铜：1.8％，原生硫化铜：0.128％，次生硫化铜：0.488％，游离氧化铜：1.12％，结合氧化铜：0.064％，硫化率：34.22％，氧化率，65.78％，结合率：3.56％，将该混合矿经6mm筛孔的打砂机1粉碎后，粒度分布为：＜40目占17%，40目-3mm占33%，3-6mm占50%，将粉碎后的矿石加入到浸出槽2中，在浸出液加热槽3中加入浸出剂，配制出浸出液，用泵A4从浸出槽2底部将浸出液打入浸出槽2中，每天补充一定量的浸出剂，经过20天的浸出周期完成矿石浸出工序，然后将浸出液从浸出槽2底部的排液口排入低位储槽5中，通过泵B6将浸出液经过滤装置7过滤后泵入高位储槽8中，高位储槽8中储存的浸出液自流进入萃取反萃箱9，浸出液与有机相在萃取反萃箱9中的搅拌混合后，有机相在上层，浸出液在下层，完全没有氨的挥发，萃余液从萃取反萃箱返回浸出液加热槽，经补充氧化剂后，重新进入浸出槽2中对矿石进行浸出；反萃液（电积液）从萃取反萃箱9自流进入电积槽10中，进液方式为上进下出，经电积后的电尾液流入电尾液储槽中，泵C11将电尾液泵入萃取反萃箱9中。
实施例2
本发明中的浸出工序为：选取含铜品位1.800%，含铜金属量162公斤的矿石，并将9吨（干重）的矿石加入到浸出槽2中，测得比重为1.56t/m3，根据矿物组成计算出应加入的浸出剂量及氧化剂量，将浸出剂、氧化剂按两个阶段分别加入，首先在浸出液加热槽3中加入浸出剂，配置好3.3m3的浸出液，用泵压头为40m的泵从浸出槽2底部将浸出液打入浸出槽2中，使得浸出液均匀的在矿石表层渗出，然后根据分析的浸出液中含铜及浸出剂的浓度，每天补充一定量的浸出剂，经过20天的浸出周期，完成矿石浸出工序，将每天的浸出铜量及浸出率绘制成图，浸出工序完成后，浸出液从浸出槽2底部的排液口排入低位储槽5中，经过滤后存贮在高位储槽8中，等待进行萃取处理；对于矿渣中夹带的含铜料液，通常采用清水洗矿的方法来回收，将浸出后的矿渣就地堆存在浸出槽2中，用泵将清水从下往上打入浸出槽2中，将矿渣中夹带的含铜料液洗出，洗涤所用的洗水量为2.5吨，液固比为1:3.6（质量比），浸出条件如下：
1）浸出液温度0-40℃；
2）浸出槽2压力：常压-0.1Mpa；
3）浸出液体系PH＞8；
4）浸出液固比：控制在1:5-1:0.5之间；
5）矿石粒度≤6mm；
6）矿石堆高：2m-10m；
7）浸出时间： 20-30天；
8）浸出方式：固定槽式连续浸出，浸出液间歇循环方式；
实施例3
本发明中的萃取工序：高位储槽8中的浸出液自流进入萃取反萃箱9，高位储槽8与萃取箱通过增强塑料管连接，其间连有闸阀，来控制浸出液流量，浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室，有机相在上层，浸出液在下层，萃余液返回浸出系统循环使用；
萃取条件为：
1）料液平均含铜浓度4.0g/L，萃取率80％，料液处理量313L/d，12L/h；
2）萃取采用一级萃取、一级反萃，萃取相比1:1，反萃相比1.5-2:1；
3）搅拌电机2台，萃取、反萃各1台，功率为80瓦，用调速器控制转速；
4）萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100，稀释剂采用灯用煤油，萃取剂浓度10％（v/v）；
5）负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液（电积后电尾液）进行反萃，萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成；
6）萃取工序连续运转60天，萃取过程中，产生少量絮凝物，经打捞处理后回收有机相。
实施例4
本发明中的电积工序：反萃液（电积液）从反萃箱流出后自流进入电积槽10中，进液方式为上进下出，经电积后的电尾液流入电尾液储槽，然后用泵将电尾液泵入到高位槽中，自流进入反萃箱进行反萃，其中，可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成；
电积条件为：
1）电流密度：125-150A/m2；
2）电流效率：90％；
3）电积液流速9L/h；
4）电积液浓度：Cu2+ 40-45g/L，H2SO4 160-180 g/L；
5）电尾液浓度：Cu2+ 30-35g/L，H2SO4 170-190 g/L；
6）阳极板有效面积：100×180mm2，厚6mm，阳极板数量：4块，阳极板成分组成：Pb、Ca、Sn；
7）阴极板有效面积：120×190mm，始极片数量：3片；
8）电积槽10尺寸600mm×130mm×200mm，电积槽10数量为1个；
9）可控硅规格：200A，6V；
10）萃取电积连续运转60天后，得到累计产铜量。
以上所述仅是本发明的优选实施方式，应当指出的是，对于本技术领域的普通技术人员来说，在不脱离本发明原理的前提下，还可以做出若干改进，这些改进也应视为本发明的保护范围。
Claims (1)
1.一种铜矿石的处理工艺，包括复合浸出剂槽浸工序、萃取工序、电积工序，其工艺流程如下：
复合浸出剂槽浸工序：
1）将矿石粉碎到所需粒度，并加入浸出槽中；
2）根据加入的矿石量及矿物组成，计算出浸出剂的需要量及水量，配成浸出剂置于循环槽中；
3）加热浸出液，加入氧化剂，用泵将其泵入浸出槽中，加完氧化剂后停泵，浸出液停止循环，待反应24小时后，第二天同一时间重复上述操作；
4）每天定时化验测定铜浸出液的含铜浓度及浸出剂浓度，监测浸出槽中的反应是否正常，如果浸出率变化异常时，通过调整浸出剂加入量加以改善；
5）每天定时对浸出液中的铜和游离氨进行分析，以此来判断浸出反应是否正常，并计算每天铜的浸出率、浸出量，溶液中铜浸出量的计算公式为：
溶液中铜浸出量W2=溶液中铜浓度（kg/m3）×溶液体积（m3）
式中：铜浓度由分析测得
溶液体积为浸出液总体积
溶液中铜浸出率η（％）=W2/W1 （1）
W2由（1）式求得，W1由矿石品位（％）×浸出槽中矿石量（kg）
对矿石固体进行分析计算铜的浸出率，来验证液体中铜浸出率的准确性，由矿石固体计算浸出率有以下两种方法：
式一：η（％）=浸出后矿渣中铜含量（％）/浸出前矿石中铜含量（％）
式二：η（％）=（n1m1-n2m2）÷n1m1 （2）
式中n1——浸出前矿石中铜含量 （％）
m1——浸出前加入浸出槽矿石总重量 （％）
n2——浸出后矿渣中铜含量 （％）
m2——浸出后矿渣中总重量 （％）
通过计算浸出液含铜量来计算铜的浸出率式（1），加入浸出流程中的液体量可准确测得，通过化验测得铜浓度后，用式（1）计算出铜的浸出率，用矿石中浸出前与浸出后的铜金属差式（2）来计算铜浸出率，来验证以浸出液含铜量来计算浸出率的准确性，同时通过矿物组成分析和浸出渣的分析，计算出氧硫混合矿中各种铜组合（原生硫化铜、次生硫化铜、游离氧化铜、结合氧化铜）的浸出率，从而监测和分析各种铜组分的浸出情况，浸出条件如下：
1）浸出液温度0-40℃；
2）浸出槽压力：常压-0.1Mpa；
3）浸出液体系PH＞8；
4）浸出液固比：控制在1:5-1:0.5之间；
5）矿石粒度≤6mm；
6）矿石堆高：2m-10m；
7）浸出时间： 20-30天；
8）浸出方式：固定槽式连续浸出，浸出液间歇循环方式；
萃取工序：
高位储槽中的浸出液自流进入萃取、反萃箱，高位储槽与萃取箱通过增强塑料管连接，其间连有闸阀，来控制浸出液流量，浸出液与有机相在混合式搅拌混合后进入澄清室，有机相在上层，浸出液在下层，萃余液返回浸出系统循环使用，萃取条件如下：
料液平均含铜浓度4.0g/L，萃取率80％，料液处理量313L/d，12L/h；
萃取采用一级萃取、一级反萃，萃取相比1:1，反萃相比1.5-2:1；
搅拌电机2台，萃取、反萃各1台，功率为80瓦，用调速器控制转速；
萃取剂采用进口碱性铜萃取剂LIX54-100，稀释剂采用灯用煤油，萃取剂浓度10％（v/v）；
负载有机相用硫酸浓度为160-190g/L的硫酸溶液（电积后电尾液）进行反萃；
萃取箱采用厚10mm的PVC硬板焊接制成；
萃取工序连续运转60天，萃取过程中，产生少量絮凝物，经打捞处理后回收有机相；
电积工序：
反萃液（电积液）从反萃箱流出后自流进入电积槽中，进液方式为上进下出，经电积后的电尾液流入电尾液储槽，然后用泵将电尾液泵入到高位槽中，自流进入反萃箱进行反萃，其中，可控硅为调压器与一组桥式连接的硅二极管串联组成，电积条件如下：
电流密度：125-150A/m2；
电流效率：90％；
电积液流速9L/h；
电积液浓度：Cu2+ 40-45g/L，H2SO4 160-180 g/L；
电尾液浓度：Cu2+ 30-35g/L，H2SO4 170-190 g/L；
阳极板有效面积：100×180mm2，厚6mm，阳极板数量：4块，阳极板成分组成：Pb、Ca、Sn；
阴极板有效面积：120×190mm，始极片数量：3片；
电积槽尺寸600mm×130mm×200mm，电积槽数量为1个；
可控硅规格：200A，6V；
萃取电积连续运转60天后，得到累计产铜量。
Priority Applications (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201410180462.6A CN105018724A (zh) | 2014-04-30 | 2014-04-30 | 一种铜矿石的处理工艺 |
Applications Claiming Priority (1)
| Application Number | Priority Date | Filing Date | Title |
|---|---|---|---|
| CN201410180462.6A CN105018724A (zh) | 2014-04-30 | 2014-04-30 | 一种铜矿石的处理工艺 |
Publications (1)
| Publication Number | Publication Date |
|---|---|
| CN105018724A true CN105018724A (zh) | 2015-11-04 |
Family
ID=54409022
Family Applications (1)
| Application Number | Title | Priority Date | Filing Date |
|---|---|---|---|
| CN201410180462.6A Pending CN105018724A (zh) | 2014-04-30 | 2014-04-30 | 一种铜矿石的处理工艺 |
Country Status (1)
| Country | Link |
|---|---|
| CN (1) | CN105018724A (zh) |
Cited By (7)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106676280A (zh) * | 2017-01-19 | 2017-05-17 | 昆明理工大学 | 一种氧硫混合铜矿的浸出方法 |
| CN108866550A (zh) * | 2018-08-07 | 2018-11-23 | 王海华 | 一种内循环蚀刻液制作电解铜箔的工艺流程 |
| CN109504855A (zh) * | 2018-12-29 | 2019-03-22 | 厦门高容新能源科技有限公司 | 一种从低品位含铜矿石中生产铜箔的方法 |
| CN110318072A (zh) * | 2018-03-29 | 2019-10-11 | 荆门市格林美新材料有限公司 | 一种钴精矿中提取阴极铜的提取方法 |
| CN110527831A (zh) * | 2019-09-20 | 2019-12-03 | 常州工学院 | 一种使用铜萃取剂回收铜的方法 |
| CN110747351A (zh) * | 2019-10-31 | 2020-02-04 | 万宝矿产有限公司 | 一种铜矿石柱浸-萃取联动试验方法 |
| CN112221695A (zh) * | 2020-09-28 | 2021-01-15 | 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 |
Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1076494A (zh) * | 1992-03-13 | 1993-09-22 | 北京矿冶研究总院 | 一种从氧化铜矿中回收铜的湿法冶金方法 |
| CN1465724A (zh) * | 2002-10-31 | 2004-01-07 | 云南铜业科技发展股份有限公司 | 湿法提铜工艺 |
| CN1718786A (zh) * | 2005-07-25 | 2006-01-11 | 方建军 | 氧化铜矿原矿常温常压氨浸－萃取－电积－浸渣浮选方法 |
| CN1837386A (zh) * | 2005-03-23 | 2006-09-27 | 中南大学 | 低品位高碱性混合铜矿、镍矿和锌矿的湿法浸出方法 |
| CN101307387A (zh) * | 2008-07-17 | 2008-11-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种含铜硫化矿湿法提取铜的方法 |
-
2014
- 2014-04-30 CN CN201410180462.6A patent/CN105018724A/zh active Pending
Patent Citations (5)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN1076494A (zh) * | 1992-03-13 | 1993-09-22 | 北京矿冶研究总院 | 一种从氧化铜矿中回收铜的湿法冶金方法 |
| CN1465724A (zh) * | 2002-10-31 | 2004-01-07 | 云南铜业科技发展股份有限公司 | 湿法提铜工艺 |
| CN1837386A (zh) * | 2005-03-23 | 2006-09-27 | 中南大学 | 低品位高碱性混合铜矿、镍矿和锌矿的湿法浸出方法 |
| CN1718786A (zh) * | 2005-07-25 | 2006-01-11 | 方建军 | 氧化铜矿原矿常温常压氨浸－萃取－电积－浸渣浮选方法 |
| CN101307387A (zh) * | 2008-07-17 | 2008-11-19 | 北京矿冶研究总院 | 一种含铜硫化矿湿法提取铜的方法 |
Cited By (10)
| Publication number | Priority date | Publication date | Assignee | Title |
|---|---|---|---|---|
| CN106676280A (zh) * | 2017-01-19 | 2017-05-17 | 昆明理工大学 | 一种氧硫混合铜矿的浸出方法 |
| CN106676280B (zh) * | 2017-01-19 | 2019-04-12 | 昆明理工大学 | 一种氧硫混合铜矿的浸出方法 |
| CN110318072A (zh) * | 2018-03-29 | 2019-10-11 | 荆门市格林美新材料有限公司 | 一种钴精矿中提取阴极铜的提取方法 |
| CN108866550A (zh) * | 2018-08-07 | 2018-11-23 | 王海华 | 一种内循环蚀刻液制作电解铜箔的工艺流程 |
| CN108866550B (zh) * | 2018-08-07 | 2021-01-26 | 王海华 | 一种内循环蚀刻液制作电解铜箔的工艺流程 |
| CN109504855A (zh) * | 2018-12-29 | 2019-03-22 | 厦门高容新能源科技有限公司 | 一种从低品位含铜矿石中生产铜箔的方法 |
| CN110527831A (zh) * | 2019-09-20 | 2019-12-03 | 常州工学院 | 一种使用铜萃取剂回收铜的方法 |
| CN110747351A (zh) * | 2019-10-31 | 2020-02-04 | 万宝矿产有限公司 | 一种铜矿石柱浸-萃取联动试验方法 |
| CN112221695A (zh) * | 2020-09-28 | 2021-01-15 | 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 |
| CN112221695B (zh) * | 2020-09-28 | 2022-09-30 | 穆索诺伊矿业简易股份有限公司 | 一种不同氧化率氧化铜矿的选冶联合提铜方法 |
Similar Documents
| Publication | Publication Date | Title |
|---|---|---|
| CN105018724A (zh) | 一种铜矿石的处理工艺 | |
| CN101838736B (zh) | 湿法炼锌系统净液钴渣中有价金属的湿法分离方法 | |
| CN104831064B (zh) | 用氧压酸浸-旋流电解技术从铅冰铜中高效回收铜的工艺 | |
| CN104659438B (zh) | 一种利用废电池制备三元正极材料前驱体的方法 | |
| CN103320613B (zh) | 一种电解锰工业离子交换法回收钴镍方法 | |
| CN100371471C (zh) | 一种氧化镍矿的处理方法 | |
| CN102108447B (zh) | 湿法炼锌净液渣浸出液的除铁砷工艺 | |
| CN103243349A (zh) | 湿法炼锌综合回收系统工艺 | |
| CN104017991A (zh) | 一种高效选择性分离铅冰铜中铜的工艺 | |
| CN105603186A (zh) | 一种高效选择性分离硫化锌精矿中锌的工艺 | |
| CN104108740B (zh) | 一种从含铜废料中选择性生产高品质硫酸铜的新方法 | |
| CN102828020A (zh) | 一种闭路循环高效综合回收金精矿多元素的方法 | |
| CN102703694A (zh) | 低品位氧化锌矿湿法处理方法 | |
| CN103422119B (zh) | 一种利用含铜污泥生产阴极铜的方法 | |
| CN103320624B (zh) | 一种从铜阳极泥中选择性提取金银的方法 | |
| CN103397190A (zh) | 用含金铜污泥生产高纯金及硫酸铜的方法 | |
| CN102909123A (zh) | 一种提高金精矿直接氰化尾渣浮选硫精矿回收率的方法 | |
| CN103397182B (zh) | 一种从单体铋矿中高效回收铋的方法 | |
| Marsden et al. | Medium-temperature pressure leaching of copper concentrates—Part II: Development of direct electrowinning and an acid-autogenous process | |
| CN102251104B (zh) | 低品位氧化铜泥矿的浸出方法 | |
| CN114350945A (zh) | 一种铀钼矿湿法冶炼钼反萃取三相物分离、回收方法 | |
| CN102628100B (zh) | 酸循环利用进行酸浸萃取锌的装置及其方法 | |
| CN104846197A (zh) | 一种铅铜锍氧压酸浸过程中直接除铁的方法 | |
| CN210262034U (zh) | 一种用于湿法炼锌铜渣的湍流电积系统 | |
| CN104674300B (zh) | 一种通过全氨性体系从低浓度锌氨溶液中回收锌的方法 |
Legal Events
| Date | Code | Title | Description |
|---|---|---|---|
| C06 | Publication | ||
| PB01 | Publication | ||
| C10 | Entry into substantive examination | ||
| SE01 | Entry into force of request for substantive examination | ||
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |
Application publication date: 20151104 |
|
| WD01 | Invention patent application deemed withdrawn after publication |