金铜矿氯化浸出隔膜电解新工艺

采用FeCl3和CuCl2直接浸出金铜矿,铜主要以氯化亚铜形式溶解,硫变成硫磺,浸出率可达95%～99%.浸出液采用隔膜电解方法产出阴极铜.阴极电解后液返到阳极区氧化再生成FeCl3和CuCl2,可返回浸出系统循环使用,浸出渣提取金银.研究结果表明,该工艺过程简单,投资少,电耗低,可综合提取金、银、铜、硫等有价元素,有利于多金属的综合利用,劳动条件好,环境友好.     

用硫代硫酸铵从金精矿浸取金银的研究

本文概述了硫代硫酸铵法的进展与理论基础,研究了提高金银浸出率的适宜条件,提出浸取液返回循环浸出,可降低试剂单耗.一、前言用湿法工艺从金精矿中提取金银,目前国内外普遍采用氰化法.此法之所以仍被广泛地采用,因其具有工艺简便、设备完善、金银回收率高,成本低等优点.但氰化法也有明显的不足之处,不仅浸出时间长(通常需要40个小时左右),而且众所周知,氰化物     

贫液返回工艺的理论解析—经济合理的提金工艺

氰化提金工艺已有百余年的历史,直到现在仍是普遍采用的主要提金工艺,但是其贫液含剧毒氰化物(200～1500毫克/升),直接排放污染环境,造成极大的危害.为克服上述工艺的不足,提出了贫液返回工艺(即贫液不外排而直接返回到氰化浸出槽循环)见图1.但此法并没有被广泛采用,据称,其主要原因是“贫液中积累起来的杂质组份对氰化浸出率有坏的影响”,事实说明不完全是这样.     

从水溶液中回收金

将合金的水溶液、硫脲或硫代硫酸盐、一定量的银(特别是在矿石浸出以后)与喷射或加压下的氢气接触,以还原溶液中的金化合物,接着用沉淀、过滤或离心分离加以回收。浸出矿石所得的稀溶液用传统的离子交换或溶剂萃取法来富集,并用氢气(特别是氢化催化剂存在时)还原处理以沉淀金和银(供后面分离)。在压力存在下还原处理溶液时硫脲不会溶解,并能返回矿石浸出工序。 例如,将一种黄铜矿精矿在用作氧化剂的过氧     

某含铜金矿石氨氰柱浸提金试验

对某碳酸盐型含铜金矿开展了氨氰柱浸试验研究,分别研究了入柱粒度、不同氨氰比、滴淋强度和不同液体配制滴淋液返回滴淋等因素对柱浸效果的影响。试验表明：控制-20 mm粒级入柱,有效氨氰比为2∶1以及滴淋强度为5~10 L/m²·h时,Au的浸出率为82.06%,Cu的浸出率为7.85%,NaCN耗量由原来的15 kg/t矿降低到4.24 kg/t矿,NH₄HCO₃耗量为35.33 kg/t矿。同时,当采用含Cu贫液补加药剂返回滴淋时,Cu浸出效果为采用清水时的21%,Cu的浸出受到进一步抑制,而Au的浸出未受到影响。     

难处理金矿石加压氧化--氰化提金技术研究

贵州某卡林型难处理金矿石高硫高砷,且有机碳含量高,金主要嵌布于硫化物中,采用常规氰化工艺,金浸出率仅为10%。针对该矿石性质,采用加压氧化-氰化工艺进行处理,小型试验金浸出率提高至94.0%以上。在小型试验基础上进行中试连续试验,结果表明:在温度220℃,矿浆浓度16.4%~19.0%,氧分压0.6~0.8 MPa,停留时间45~60 min时,硫氧化率>95.0%,且不论氧化液是否返回,金浸出率平均可达94.0%以上。     

哈图金矿金精矿细菌氧化废液返回工艺试验研究

与其他方法相比,细菌氧化对于含砷金矿石的预处理具有较多优势,但需要矿石中含有足够的硫。由于哈图金矿金精矿中硫含量低,并且含钙较高,在细菌氧化过程中pH值达不到要求,试验采用废液返回的方式有效地解决了pH值较高的问题。试验结果表明,当废液返回比例30%时,指标较好,金浸出率达到94.52%。     

有色冶金动态

前言钴是一种极为重要的战略金属。在很容易得到的铜浸出返回液中含有相当数量的钴。例如,美国现有的一个铜浸出工厂,浸出返回液量为10000加仑/分,每年即可从中回收钴130     

返酸浸出磷矿中的稀土

采用湿法磷酸工艺的返回酸浸出磷矿中伴生稀土与磷,稀土与磷以磷酸二氢盐的形式进入溶液。考察温度、浓度、时间、液固比等因素对稀土与磷浸出的影响。结果表明,适宜的浸出条件为:返回酸浓度25%、温度65℃、液固比10∶1、浸出时间8h,在此条件下,稀土浸出率可达90.4%,磷浸出率达98.7%。     

硫代硫酸盐对硫代硫酸铵浸出金的影响

D.Feng,et al.研究了在纯金和矿石体系中,用硫代硫酸钙、硫代硫酸钠和硫代硫酸铵浸出金。硫代硫酸盐的类型显著影响溶液和表面化学以及纯金和黄铁矿精矿在硫代硫酸铵溶液中的浸出。在纯金浸出体系中,硫代硫酸钙有较高的金浸出率,而耗量很低。浸出纯金时,硫代硫酸钠的耗量最少,金浸出     

从浸金溶液中回收金的研究概况

介绍了从溶液中回收金的主要技术,包括:置换沉淀技术、炭吸附技术、树脂吸附技术、溶剂萃取技术等。简要评述了各种方法的应用情况及其各自的优缺点,也对这些技术应用中存在的问题提出了看法。     

高龙金矿提高金回收率的实践

高龙金矿矿石类型属微细粒浸染型泥质高的含金氧化矿 .部分矿体含炭质矿石比较高 ,并有As,Sb等有害元素 ,属难处理矿石之一 .原工艺采用炭浆法 ,氰化浸出率一直很低 ,为了提高金回收率 ,公司与科研单位及高校合作 ,针对矿石特性把炭浆工艺改为炭浸工艺 ,并对设备进行改进 ,严格生产管理 ,找出最佳条件 ,因此取得了较满意的结果     

甘肃某金矿浸金工艺试验研究

采用环保型非氰浸金剂,结合全泥炭浆法浸出工艺,对甘肃某金矿的浸金工艺进行了研究。具体考察了溶氧量、矿浆浓度、pH值、矿物粒度、浸金剂用量、浸出温度和浸出时间对金浸出效果的影响,采用原子吸收分光光度计测定原矿和尾矿中的金含量,通过计算金浸出率来确定适宜的浸金工艺条件。结果表明：综合考虑经济和浸出率等因素,在矿浆浓度为40%、pH=11～12、浸金剂用量为300 g/t矿样、浸出温度为20~40 ℃及浸金时间为24 h的条件下,用自来水作溶剂在敞开环境下浸金,浸出效率最佳,金的浸出率可达80％。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

温杖子金矿含铜金矿脱铜浸金研究

含铜金矿石是重要金矿资源．含铜金矿石的细菌氧化作用导致硫化物溶解，铜呈硫酸铜形式被脱除．生物浸渣用氰化物提金获得较高的金回收率．采用焙烧氧化、酸浸脱铜、氰化提金的处理方法，也能使含铜金矿达到脱铜提金的效果．细菌预氧化处理含铜金矿是一条经济有效的途径．     

王水银渣金银综合回收工艺研究

对经王水分金后的残渣(王水银渣)探索了王水再提纯、直接造渣熔炼、置换—硝酸分银—王水分金全湿法3种工艺。结果发现前二种工艺都存在尾渣需再处理的问题,而采用置换—硝酸分银—王水分金全湿法工艺处理效果最佳,金银直收率均可达99.97%,且工艺流程简单、金银直收率高。     

难浸金矿提金扩大试验

对黔西南州高砷、高硫难浸金矿进行焙烧固砷固硫预处理后,采用氧化剂强化氰金方法,进行了扩大试验研究。结果表明:工艺流程简单,金浸出率能够达到85%以上。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

煤金团聚法回收金的研究进展

主要从煤金团聚法(coal gold agglomeration)提金技术的由来、发展、团聚机理、聚团的制作和后处理、在难处理金矿石处理中的应用及工业试验等方面,综述了煤金团聚法国内外近年来的发展状况.无污染提金技术是黄金冶金技术的发展方向之一.煤金团聚法具有选择性强、回收率高、流程简单等特点,可用于对现有选冶工艺进行技术改造.