高铜载金炭氰化锐铜

载金炭上的铜含量较高时，会给解吸和冶炼造成很大困难。本文介绍了在常温、常压下、用一定浓度的氧化钠溶液从载金炭上脱铜的研究，铜脱除率达９５％。脱铜液经硫酸处理后还可回收铜和氰化物．     

含铜氰化液脱铜试验研究

本文针对含铜氰化液进行了氧化沉淀脱铜试验研究,主要开展了氧化脱铜氧化试剂用量、脱铜和沉淀pH、氧化和沉淀时间条件试验,试验结果表明：氰化贵液在氧化试剂0.25kg/m3氧化2小时,调节氧化后液溶液pH=10.50沉淀1小时,氧化沉淀后液溶液铜氰比小于1,活性炭吸附后,载金炭金品位达到3.5kg/t,铜品位仅1-2kg/t。     

高铜解吸尾炭加压酸浸脱铜试验研究

针对云南某黄金选厂解吸尾炭含铜高、常压酸法脱铜率低等现状,对其进行加压酸浸脱铜试验研究。结果表明,最佳试验条件为氧压0.2 MPa、盐酸质量分数5%、酸浸时间3 h、液炭比6∶1,在此试验条件下脱铜率可达90.49%,炭末率为1.9%。该法可有效缩短酸洗时间,且不用额外的添加剂,便能达到满意的脱铜效果。     

高铜解吸尾炭加压酸浸脱铜实验研究

本文针对云南某黄金选厂解吸尾炭含铜高、常压酸法脱铜率低等现状,对其进行加压酸浸脱铜实验研究。结果表明：最佳实验条件为氧压0.2MPa、盐酸质量分数5%、酸浸时间3小时、液炭比6:1,在此实验条件下脱铜率可达90.5%,炭末率为1.9%。该法可有效缩短酸洗时间,且不用额外的添加剂,便能达到满意的脱铜效果。     

用盐湖水氰化堆浸含铜金矿石的实践

通过ＡＢ两个矿样的堆浸试验，提出了在可溶性盐总量（ＴＤＳ）高的水中，溶解氧浓度与金相对溶解度速度随水中含盐量变化的回归方程。从理论上分析ＮａＣＮ、ＮａＯＨ耗量高的原因。用高ＴＤＳ水堆浸时，浸出周期长、结盐严重，炭对金的吸附率下降，炭再生的效果差，设备腐蚀严重。矿石中的铜不仅影响金的浸出，还影响金在活性炭上的吸附。对含铜高的载金炭，应先在室温下的ＮａＣＮ溶液除铜。文中还提出了改善高ＴＤＳ水堆浸提金次     

格拉斯哥金矿载金炭处理方案对比与生产实践

通过对津巴布韦格拉斯哥金矿载金炭处理方案的对比分析,得出了载金炭焚烧工艺技术和经济的可行性;同时,对载金炭焚烧工艺技术特点及简易焚烧炉、焦炭炉的制作,炭灰冶炼提纯工艺技术进行了实践检验。最后通过具体的技术经济指标实例证明:该载金炭焚烧冶炼工艺及其应用技术具有投资少、生产成本低、机动灵活、技术指标高等特点,对于国外小型金矿或者载金炭量较少的生产厂矿具有借鉴意义。     

载金炭酸洗除钙槽优化

通过对载金炭的常规酸洗除钙槽的槽体结构、搅拌方式和提炭方式进行优化设计,利用空气提升原理设计并优化酸洗除钙槽的中心循环桶,使得酸洗除钙槽的酸洗效率提高了约40％,载金炭吸附能力提升了7.07％.有效解决了载金炭采用常规酸洗除钙槽处理存在除钙时间长、除钙效果差、载金炭碘值低、处理能力小、作业人员劳动强度大和环境不友好等不...     

载金炭解吸—电积工艺改革与实践

本文主要介绍河南灵湖金矿应用载金炭解吸—电积提金生产中,针对遇到的实际问题,对该工艺进行改革与实践过程。改后工艺由三部分组成:载金炭解吸,贵液电积,贫液炭吸附,有效地解决了工艺中存在的问题,使载金炭解吸率与电积率由过去不到80%提高到98%以上。     

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫（金）浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出（氰化物对金的选择性不及对铜的选择性）,而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。     

粗铅连续脱铜的实践及其改进

本文简要地叙述了沈阳冶炼厂的粗铅连续脱铜新工艺。文中就脱铜过程阐述了如下一些新的论点:脱铜铅含铜与产出的冰铜含铅(或铜铅比)无关。在脱铜铅含铜低于0.08％的同时,能够产出钢铅比较高的冰铜;炉料中的硫铜比应保持0.5,而不是0.25;为了降低冰铜含铅,提高铜铅比,向冰铜中加入铁屑置换其中的铅是必要的,合理的,准确地判断加铁过程的终点是这一操作过程的关键。     

载金炭解吸和电积技术的发展

叙述了载金炭解吸和电积的方法.介绍了整体压力解吸及电积技术在国内的研发、应用和发展.最后提出了几点看法和建议.     

原矿全泥炭浸法提金的生产实践

八卦庙金矿原矿全泥炭浸法提金工艺，采用二段闭路磨矿，氰化物预浸１０小时，炭浆边浸边吸２５小时，载金炭的解吸液电解提金。生产实践证明，采用该工艺从石英脉一千枚岩型低硫含金矿石中回收黄金是非常有效的。     

Selective zirconium stripping of a loaded Cyanex 272 using Taguchi orthogonal array design

In this study the effects of various stripping parameters such as complexing agent (EDTA), organic to aqueous ratio (0.5, 1.0, 2.0), acid type (hydrochloric, sulfuric, sulfuric + hydrogen peroxide) and their concentrations (0.5, 1.0, 2.0 N) were investigated on zirconium stripping efficiency from loaded Cyanex 272 in kerosene. Results showed that, all of these parameters had significant effect on the selective zirconium stripping.     

新型胺类萃取剂N1633萃取钨的研究

采用自制的胺类萃取剂N1633作萃取剂, 考察了其在钨萃取冶金中的性能。当有机相组成为40%N1633+40%异辛醇+磺化煤油(体积比), 在pH=8.27、相比(O/A)为1∶1、振荡时间10 min、萃取温度25 ℃时, 对WO₃含量116.25 g/L的钨酸钠溶液进行萃取, 单级萃取率大于99%。绘制了N1633的萃取等温线, 经过三级萃取饱和容量达到109.03 g/L。用2.5 mol/L的氨水对负载有机相进行反萃, 相比2.5∶1时, 反萃液中WO3浓度达到174.31 g/L。绘制了负载有机相的反萃等温线, 理论上以相比1.25∶1进行四级逆流萃取可将有机相中的钨基本反萃, 反萃液中WO₃的饱和反萃浓度达到202.82 g/L。采用0.6 mol/L的硫酸以相比2∶1进行酸化再生后, N1633仍具有良好的萃取性能。     

钼反萃取界面污物成因分析及消除研究

考察了某铀钼分离体系中负载钼有机相的反萃取界面污物的成分,分析了界面污物的形成过程和成因,探索了消除该钼反萃取界面污物的方法。试验研究表明:界面污物的形成机制复杂,其形成过程受萃原液中硅、磷、砷等杂质含量高低的影响;通过对反萃取工艺和设备的改进可以明显降低界面污物的产生量。     

P507从硫酸体系中萃取镓的研究

基于P507诸多优点及镓提取现状, 对P507从硫酸体系中萃取镓进行了研究, 分别考察了料液酸度、萃取剂浓度、时间、浓度、温度等因素对萃取与反萃的影响并绘制等温线, 结果表明, 在最佳条件下, 采用15%P507(体积分数)+磺化煤油作为有机相, 按相比O/A=1∶4, 经过3级逆流萃取, 萃取率可达到98.56%, 负载用60 g/L H₂SO₄溶液反萃, 按相比O/A=5∶1, 经过5级逆流反萃, 反萃率达98.02%, 镓富集近20倍。     

溶剂萃取-铵盐沉钒法从石煤酸浸液中提取五氧化二钒的研究

采用D2EHPA-TBP-磺化煤油混合体系萃取-硫酸反萃-酸性铵盐沉钒方法从石煤酸浸液中分离、回收五氧化二钒。结果表明:在酸性介质中钒萃取率取决于溶液pH值,当溶液初始pH值≤2.5,钒萃取率高,杂质离子不发生水解沉淀,利于钒的分离、富集。以10%D2EHPA、5%TBP、85%磺化煤油的有机相做萃取剂,在相比为1∶1,溶液初始pH值2.45的条件下,经7级逆流萃取,钒的萃取率为96.7%。以1.5mol/L的硫酸溶液做反萃取剂,在相比(O/A)为5∶1的条件下,负载有机相经3级逆流反萃取,钒的反萃率大于99%,采用酸性铵盐沉钒,在550℃条件下煅烧脱氨后得到的五氧化二钒产品纯度为99.01%。     

糠基乙基硫醚萃取Pd(Ⅱ)性能的研究

研究了糠基乙基硫醚从酸性介质中萃取Pd(Ⅱ)的性能。实验结果表明, 随着糠基乙基硫醚浓度的增大, 待萃液中H⁺浓度升高, Pd(Ⅱ)的萃取率逐渐升高。糠基乙基硫醚的浓度为8%, 相比O/A=1时, 待萃液的c(H⁺)=1.0 mol/L, 萃取1 min, 反应已达到平衡, Pd(Ⅱ)的萃取率大于92.2%。实验测定了糠基乙基硫醚对Pd(Ⅱ)萃取饱和容量, 在实验条件下高于9 g/L。用氨水反萃Pd(Ⅱ)时, 氨水的浓度在10 mol/L时, 对Pd(Ⅱ)的反萃性能最高。载Pd(Ⅱ)有机相中ρ(Pd(Ⅱ))=0.965 g/L, 氨水的浓度为10 mol/L, 相比A/O=3∶1, 反萃时间t=30 min, Pd(Ⅱ)的反萃率达到99.8%。     

Thorium and uranium extraction from rare earth elements in monazite sulfuric acid liquor through solvent extraction

This paper describes the process of extraction of thorium and uranium from the sulfuric liquor generated in the chemical monazite treatment through a solvent extraction technique. The influence of the extractant type and concentration, contact time between phases, type and concentration of the stripping solution and aqueous/organic volumetric ratio were investigated. The results indicated the possibility of extracting, simultaneously, thorium and uranium from a solvent containing a mixture of Primene JM-T and Alamine 336. The stripping was carried out with a hydrochloric acid solution. After selecting the best conditions for the process, a continuous experiment was carried out in a mixer-settler circuit using four stages in the extraction step, five stages of stripping and one stage of the solvent regeneration. A loaded stripping solution containing 29.3 g/L of ThO₂ and 1.27 g/L of U₃O₈ was obtained. The metals content in the raffinate was below 0.001 g/L, indicating a thorium extraction of over 99.9% and a uranium extraction of 99.4%. The rare earths content in the raffinate was 38 g/L of RE₂O₃.     

大洋多金属结核低温氢还原-湿法冶金联用回收有价金属

以大洋多金属结核为原料, 采用低温氢还原-湿法冶金联用工艺回收有价金属, 湿法冶金过程包括硫酸浸出、M5640萃取铜、针铁矿法除铁、P204萃取除锌、HBL110萃取回收镍。在HBL110萃取回收镍过程中, 考察了平衡pH值、相比O/A等因素对萃取镍的影响, 并绘制了镍萃取与反萃平衡等温线。结果表明, 采用50%HBL110+50%磺化煤油组成的有机相, 经过6级逆流萃取-4级逆流洗涤, 镍萃取率达99.85%, 除钴外, 杂质金属Mn、Ca、Mg、Al基本不被萃取。负载有机相经5级逆流反萃, 镍反萃率达98.53%。