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采用绿色化学试剂碘-碘化钾体系提取废旧手机线路板(PCB)微生物浸出残渣中的金(Au), 全面考察了碘质量分数、碘与碘化钾摩尔比、双氧水用量、固液比、pH值、浸出时间等因素对碘化法提Au的影响, 并通过正交试验确定了最优浸金条件。结果表明, 碘化法浸Au的最佳条件为: 碘质量分数1.0%、碘与碘化钾摩尔比1∶10、双氧水用量1.5%、固液比1∶20, 在pH=7、温度28 ℃条件下振荡反应4 h, Au浸出率达到95.12%。微生物预处理-碘化法提金工艺绿色环保, 有望为电子废弃物资源化领域提供一定的技术参考和理论指导。 相似文献
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某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。 相似文献
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高硫、高碳难处理金矿是目前常见的金矿资源,对传统浸出工艺带来巨大挑战。针对某企业的含硫高碳金矿,在工艺矿物学的基础上,了解自然金的富存状态,采用“浮选+焙烧+浸出”工艺处理该金矿。试验结果表明,在浮选阶段当磨矿细度-200目占比80%时,以硫酸铜为活化剂,丁基黄药+丁铵黑药作捕收剂时,得到Au品位25.31g/t、Au回收率91%的精矿。再将精矿在600℃环境中焙烧1h,浸出剂绿金30g/t,浸出液pH=12-13,液固比8的条件下浸出36h,精矿中金的浸出率达到89.38%,显著提高金的浸出率。为此类型难处理金矿提供借鉴。 相似文献
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江西某黄金冶炼厂的金浸出尾渣中Au的品位为2.7 g/t,具有较高的回收价值。但该浸出渣中有害杂质S、As的含量高达7.54%、1.98%,主要以黄铁矿和毒砂的形式存在,二者内部包裹的金颗粒在超细磨条
件下也极难解离。为有效回收该尾矿渣中的金,基于试样性质,采用氧化焙烧—浸出的工艺处理该试样。浸出试验在溶液pH值为12、浸出剂JC用量5 kg/t、搅拌浸出时间6 h的条件下进行,通过条件试验确定最佳的焙
烧条件为:焙烧温度500 ℃,焙烧时间30 min、空气流量500 mL/min、浸出细度-0.038 mm占98.85%。在最佳焙烧条件下,浸出尾渣中Au的品位降低至1.0 g/t,Au的浸出率达65.52%。化学分析和热重分析结果表明
,焙烧过程中试样内部产生裂纹和孔隙,黄铁矿、毒砂等硫化矿被转化为氧化矿,减少了FeOOH的罩盖和浸出剂的消耗,从而有利于浸出反应的进行。研究结果可为同类型难处理金矿的利用提供参考。 相似文献
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为对比陶瓷介质和铸铁介质搅拌磨矿对氰化尾渣中金浸出效果的影响,以中国黄金集团三和金业有限公司的金矿氰化尾渣为研究对象,开展了浸出提金试验。研究结果表明,在磨矿细度-6 μm 占 90%、JC 浸出剂用量 40
kg / t 及浸出时间 12 h 的条件下,采用陶瓷介质磨矿可获得浸出渣 Au 1. 29 g / t、浸出率 54. 45%的技术指标,采用铸铁介质磨矿可获得浸出渣 Au 2. 15 g / t、浸出率 39. 45%的技术指标。与传统铸铁介质磨矿相比,陶瓷介质磨矿条件下金的浸出率显著提高。 在陶瓷介质磨矿过程中加入 Fe3+后,金的浸出效果明显下降,表明 Fe3+的加入不利于金的浸出。
机理分析表明,铸铁介质磨矿过程中会产生Fe3+,Fe3+会在矿物表面形成羟基氧化铁( FeOOH),阻碍了 CN-的扩散过程,恶化浸出环境,从而降低了金的浸出率。 相似文献
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以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为:CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。 相似文献
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在含锑难冶炼金矿碱性浸出脱锑生产工艺中的金伴随浸出是一种普遍的现象,此现象使金进入到锑浸出液中,造成了一定的损失。本文根据碱性硫化物在氧化环境中的不稳定性以及碱性多硫化物浓度对于金、锑浸出过程中的反应级数差等理论,并结合实际生产情况,研究了空气氧化、二段浸出对碱性硫化体系浸锑过程中的抑制金浸出的效果。在浸出矿浆中通入4.5L/(L*min)的空气,氧化浸出4h后,Sb浸出率63%,Au浸出率0.86%。采用两段浸出法,Sb浸出率为89%,Au损失率为浸出4.2%,相比一段浸出Au损失率降低6.0%。 相似文献
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内蒙古某难选钼-钨-金矿是国内罕见的以氧化钼为主的多金属矿床,有几种不同类型矿石,其中石英岩类型矿石伴生硫化钼、钨和金,具有相当高的综合回收价值。针对该含金氧化钼矿氧化率高、有用矿物种类多、有用矿物特别是金矿物嵌布粒度细、矿石含泥量大的特点,试验采用"辉钼矿浮选-硫浮选-氧化钼钨(钼钨钙矿)浮选-氧化钼钨(钼钨钙矿)精矿浸出"流程综合回收钼、钨和金,在钼钨浮选段,根据矿物性质,对易选钼钨和难选钼钨分别进行回收。辉钼矿浮选采用Na_2SiO_3作调整剂,新型辉钼矿捕收剂Pm为捕收剂;硫浮选采用对金具有强捕收能力的Y-89作捕收剂;钼钨钙矿浮选采用NaOH+Na_2SiO_3为组合调整剂,新型脂肪酸类捕收剂GYWA为捕收剂。对含Mo 1.01%、WO_30.137%、Au 2.45 g/t的原矿,经浮选试验,获得含Mo47.10%、Au 470.6 g/t,回收率为Mo 13.79%、Au 56.77%的辉钼矿精矿;含Mo 6.58%、Au 19.7 g/t,回收率为Mo 9.59%、Au 11.84%的硫精矿;含Mo 18.30%、WO_32.89%,回收率为Mo 72.15%、WO_381.29%的钼钨精矿。钼钨精矿(含Au约10 g/t)中金的作业浸出率为70.67%,对原矿回收率为11.59%。精矿Mo、WO_3、Au的回收率分别为95.53%、81.29%、80.20%,有效实现了多金属资源的综合回收利用。 相似文献
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对内蒙某低品位原生金矿进行了生物氧化浸出实验研究,考查了配入硫磺以及硫精矿对降低酸耗,以及金浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-74 μm 80%,酸浸1 h,矿石酸耗为31 kg/t;全泥浸出24 h,金浸出率为51%~55%;生物搅拌浸出,氧化6 d,硫氧化率为80%,金的浸出率提高到91.4%;生物柱浸,矿石粒度 12 mm 80%,生物氧化170 d-转型-氰化浸出180 d较直接氰化浸出360 d,金浸出率提高3.72%~23.54%;柱内配入硫磺及硫精矿不利于金的氰化浸出;柱外生物氧化硫磺可以减少硫酸酸耗15.7 kg/t。 相似文献
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某金精矿浸出试验研究及综合利用分析 总被引:2,自引:0,他引:2
为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。 相似文献
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针对吉林某难处理含铜金精矿进行了硫脲浸金试验研究,考察了硫脲用量、硫脲浓度、三价铁离子浓度和浸出时间等因素对浸金效果的影响。试验结果表明,在矿浆液固比为4∶1,矿浆pH值为1,硫脲用量160kg/t时,常温浸出8h,金的浸出率可由全泥氰化浸出的57.14%提升至91%以上。浸金过程中铜的浸出率保持在2.5%以下,铜浸出较少。 相似文献
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福建某斑岩型金矿品位低、规模大,金主要以自然金形式存在,可见金的粒度较粗,为高效利用该低品位金矿,开展新型浸金剂金蝉全泥浸出试验和柱浸试验,结果表明:全泥浸出在磨矿细度为-0.074 mm占80%、矿浆浓度25%、加石灰调pH 值11.0左右、初始金蝉浓度为500 mg/L和过程中控制金蝉浓度不小于300 mg/L条件下浸出20 h,金的浸出率为93.43%,金蝉耗量为1.02 kg/t;柱浸在矿石粒度为-30 mm条件下喷淋浸出23天,金累计浸出率和金蝉累计耗量分别为86.54%和1.22 kg/t。 相似文献
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某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验 总被引:2,自引:0,他引:2
为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明:浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。 相似文献
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某浮选金精矿的氰化浸出工艺研究 总被引:1,自引:1,他引:1
研究了某浮选金精矿的氰化浸出过程,考察了金精矿粒度、氰化钠浓度、氧化钙浓度、浸出时间及液固比等对该浮选金精矿氰化浸金率的影响。在最佳浸出条件下,其氰化浸金率可达到97%以上。 相似文献
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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