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相似文献
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1.
白银含铜废石生化浸出-萃取-电积试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
通过对白银公司含铜废石生化浸出-萃取-电积各工序工艺条件的试验研究,旨在确定矿石中金属的浸出率和浸出速度,并得出最佳浸出、萃取、电积条件,为后续生化工艺的实施奠定良好的基础。  相似文献   

2.
周吉奎  胡洁 《金属矿山》2012,41(12):136-139
以接种代号为GZY-1#的氧化亚铁硫杆菌的改进9K培养液为浸出剂、N902为萃取剂、硫酸溶液为反萃剂、铅基合金板和不锈钢板分别为电解槽的阳极和阴极,在室温下对广东清远进田有色金属公司废弃线路板重选尾渣中的铜进行了生化浸出-萃取-电积试验。在选定的合适条件下,试样中铜的平均浸出率达到95.29%,浸渣平均铜含量降至0.088%;浸出液经萃取-反萃取-电积,获得了纯度达到99.95%的电积铜。试验不仅使废弃线路板重选尾渣中的铜得到了高效回收,还解决了铜对废弃线路板重选尾渣中非金属材料综合利用的干扰问题。  相似文献   

3.
研究采用LIX622从含砷铜/锌混合精矿加压浸出液中萃取铜的工艺过程。含Cu10~15g/L,pH=1.0~1.2的加压浸出料液,采用22.58%LIX622-煤油体系,经过3级萃取、3级洗涤和3级反萃,萃余液中含铜可降到0.3~0.6g/L,平均铜萃取率达95.40%,反萃液满足电积工艺要求。  相似文献   

4.
5.
针对某含铜金精矿,研究了焙烧-酸浸-萃取回收铜工艺。结果表明,在焙烧温度650℃,焙砂在初酸浓度为35 g/L、液固比1.5∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,铜浸出率高达96.30%,酸浸渣铜品位可降至0.2%以下;萃取剂浓度为20%,相比O/A=2∶1,混合时间为4 min,pH值1.5,铜萃取率可达96%以上,实现了铜的高效回收。  相似文献   

6.
难选氧化铜矿堆浸-萃取-电积提铜的研究和实践   总被引:7,自引:0,他引:7  
永平铜矿露采排弃的表外矿中难选氧化铜矿的矿石量高达 40 2 .2万t,含铜金属量 2 .0 0 2万t,采用堆浸—萃取—电积技术回收该资源的试验研究取得较好效果。针对建成的 2 0 0t/a生产能力的堆浸—萃取—电积提铜生产线在生产中暴露出的问题 ,进行了一系列的技术改造 ,最终获得了良好的经济效益。  相似文献   

7.
用浸出—萃取—电积法从低品位硫化铜矿石、氧化铜矿石等含铜物料中提取电铜,国外已经工业化生产,国内亦在迅速发展之中。该方法不需要选矿过程,将铜矿石或含铜物料直接浸出,含铜浸出液经萃取、电积得到电铜。该法的优点:①投资比传统的选冶方法节省90%,生产成本降低50%;②无废气、废水排放,不造成环境污染;③工艺流程简短、规模可大可小、建设周期短、收效快。  相似文献   

8.
从铜金精矿中湿法综合回收金银铜硫的工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
林鸿汉 《矿冶工程》2006,26(1):52-55
对铜金精矿热压酸浸-萃取-电积提取铜、浸铜渣氰化提取金银和煤油溶解提取元素硫的综合回收工艺进行了研究。热压浸铜在110℃和0.45MPa氧分压下操作,有价元素综合回收率高,对环境污染小,是一种清洁的湿法冶金工艺,金、银、铜和硫的回收率分别达到98.3%、82.7%、98.1%和99.2%。  相似文献   

9.
提高堆浸厂电积铜质量的生产实践   总被引:1,自引:0,他引:1  
陈春生 《有色矿山》1999,(A03):30-32
结合现场实际情况以及作者的工作实践,分析了生产中影响电积铜质量的主要原因,提出了提高电积铜质量的有效途径。  相似文献   

10.
研究采用LIX62 2从含砷铜 /锌混合精矿加压浸出液中萃取铜的工艺过程。含Cu 10~ 15g/L ,pH =1 0~ 1 2的加压浸出料液 ,采用 2 2 5 8%LIX62 2 煤油体系 ,经过 3级萃取、3级洗涤和 3级反萃 ,萃余液中含铜可降到 0 3~ 0 6g/L ,平均铜萃取率达 95 40 % ,反萃液满足电积工艺要求。  相似文献   

11.
对新疆某难处理金精矿进行工艺矿物学研究和焙烧预氧化—氰化提金工艺研究。试验结果表明,通过对该金精矿进行焙烧预氧化处理后,氰化金的回收率达91.42%,比常规氰化回收率提高了50.60%。这对于该类型金矿资源的充分利用有着重要意义。  相似文献   

12.
从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究   总被引:5,自引:2,他引:5  
山西某复杂多金属硫化矿石采用混合浮选获得的金精矿含Au34.22g/t、Ag904.4g/t、Pb8.78%、Cu1.32%、Zn3.35%,混合精矿直接外销,但其铜、铅、锌基本不予计价,造成了有价金属的流失。采用浮选精矿氰化浸金—氰化渣铅、铜、锌依次优先浮选流程,获得金总回收率96.60%、银95.51%、铅85.39%、铜72.37%、锌83.51%,实现了高效综合回收该矿石中的有价元素,经济效益和社会效益显著。  相似文献   

13.
由于氰渣选铅银原品位下降,铅精矿品位低。对浮选精矿采用高矿浆浓度下添加A剂预先搅拌处理.浮精低浓度再选工艺,可有效消除泡沫发粘的负面影响,提高精矿质量,该工艺投产后铅精品位提高了9.44%,铅回收率提高了12%,银回收率提高了20.17%,全年增效90万元以上,取得了较好的经济效益。  相似文献   

14.
高砷高硫金精矿提金工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究了一种高砷高硫金精矿两段焙烧和常压催化氧化预处理联合工艺提取金的新工艺,该工艺具有投资少,原料适应性强,生产成本低,操作简单,金回收率高等特点,可使资源得到充分利用,效益显著。  相似文献   

15.
本文讨论了一种用于含硫砷碳难浸金矿的全新预处理方法—球团包衣焙烧氧化法。该过程的最大特点是在精矿和粘接剂形成的球团外侧覆盖一层由硫砷固定剂组成的包衣层。球团焙烧氧化产生的二氧化硫和三氧化二砷气体以硫酸钙和砷酸钙的形式被固定在包衣层中 ,没有二氧化硫和三氧化二砷扩散到大气 ,不需要烟气净化设施 ,不会产生环境污染。总结了反应的热力学数据。试验所得指标为 :硫固定率大于 99.98% ,砷固定率大于 99.99% ,焙砂产率 74 % (相对精矿 ) ,去衣金损失率 0 .6 3% ,焙砂金浸出率 91.71%~ 92 .84 % ,优于普通焙烧氧化法的 78.6 3%。  相似文献   

16.
对安徽某难处理金精矿进行了中温菌预氧化氰化浸金试验研究,并与传统焙烧氰化浸金工艺进行了对比。结果表明:采用传统焙烧,金的浸出率为72.3%。采用中温菌预氧化,在摇瓶试验中,矿浆浓度15%,预氧化时间10d,金的浸出率为76.7%~82.8%;在半连续实验中,矿浆浓度为15%,预氧化时间为6~8d,金的浸出率可达90%左右。  相似文献   

17.
某含铜金精矿氰化浸出提金试验研究   总被引:1,自引:1,他引:1  
由于铜对金的氰化浸出过程有严重影响,含铜金精矿往往须送冶炼厂火法处理而不能就地产金,严重影响矿山效益。为此,对辽宁某含铜金精矿进行了旨在提高金浸出率的试验研究。结果表明,采用常规方法,金浸出率只有43.11%;将精矿脱药处理,浸出率可提高7.11个百分点;将脱药后的精矿用氨-氰混合液浸出,在氨和氰化钠的用量比为5.92:8的最佳比例下,金的浸出率可大幅度提高到90%以上;若采用炭浆法用氨一氰混合液进行浸出,浸出率可进一步提高到93%以上。  相似文献   

18.
李光胜 《矿冶工程》2021,41(6):182-184
为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。  相似文献   

19.
某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。  相似文献   

20.
针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。  相似文献   

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