首页 | 本学科首页   官方微博 | 高级检索  
相似文献
 共查询到20条相似文献,搜索用时 281 毫秒
1.
用亚硫酸钠从高铅氯化渣中提银   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文阐述了采用亚硫酸钠分银法替代现有氮浸分银法处理高铅氯化渣,从中提银的基本原理及实验研究,证明了亚硫酸钠循环浸银处理高铅氯化渣的可行性。  相似文献   

2.
用氯化法处理罗定铅阳极泥,先经酸浸选择性地浸出贱金属,银留在浸渣中,将浸渣通氨,银以Ag(NH3)+2转入溶液,然后用水合肼还原,获得99.8%银粉,银的直收率97%.  相似文献   

3.
某锌冶炼厂酸浸渣含银150~250 g/t,其中硫化银和单质银等可回收银仅占64.01%,银矿物粒度细且赋存形态复杂。针对该难选冶炼渣,采用分段活化—浮选工艺回收该酸浸渣中的银,并且控制矿浆Zn2+含量小于30 g/L,闭路试验可获得银精矿含银4 466.99 g/t、银回收率57.67%,相比现场银精矿品位及回收率均有较大幅度提升。   相似文献   

4.
低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究了低分子碳氢化合物分离锰银氧化矿工艺原理及主要影响因素,当控制锰浸出率96%时,银的浸出损失率小于2%;浸锰渣采用氰化法提银,NaCN用量1 kg/t渣、浸出时间3 h时,银浸出率大于93.41%;浸锰-氰化两步浸出银的回收率大于91.54%;锰与银被有效分离.  相似文献   

5.
某金矿在焙烧—氰化浸出时银的物理化学行为   总被引:2,自引:0,他引:2  
应用电子探针及扫描电镜 ,对某金矿氰化浸渣中的银球粒进行了成分和形貌研究 ,在此基础上探讨了银球粒的形成机理 ,解释了该类型矿石中的银在焙烧—氰化浸出时大部分不被浸出而进入氰化浸渣的原因  相似文献   

6.
生物质分离氧化型锰银矿工艺研究   总被引:2,自引:1,他引:1  
利用生物质(植物副产秸杆、粮食加工副产壳类等)还原浸出锰银矿, 然后再从浸出渣中提取银, 从而实现的锰、银分离。玉米秸杆还原浸锰条件为: 降解糖化液体积与精矿质量比(L/D)为3、秸秆粉95 ℃预降解糖化0.5 h、n(H2SO4)/n(Mn)=1.4、秸秆/矿粉质量比为0.275、95 ℃浸出时间5 h, 锰浸出率约92%; 浸锰渣浸银NaCN用量3 kg/t、常温浸银时间3 h时, Ag的浸出率达92.20%。  相似文献   

7.
针对某银金矿石含泥质高、堆浸时渗滤性差等问题,分别进行了全泥氰化浸出和柱浸浸出对比研究。试验结果表明:采用制粒—固化—柱浸工艺流程,可获得金浸出率为81.98%、浸渣金品位为0.17 g/t,银浸出率为53.98%、浸渣银品位为8.26 g/t,氰化钠耗量为0.444 kg/t、石灰耗量为6 kg/t的较好指标,研究结果为下一步工业化生产提供了技术保障。  相似文献   

8.
某高砷银铜精矿的利用研究   总被引:4,自引:0,他引:4  
根据某高砷银铜精矿的物质组成 ,分析了对该精矿利用的技术方案 ,简述了对这一精矿进行的低温焙烧、化学除砷、氨浸萃取提铜和氨浸渣浸银等试验研究以及取得的技术指标  相似文献   

9.
对某湿法炼锌厂的铅银渣进行了银回收的探索试验,结果表明,该铅银渣直接氰化银的浸出率为91.43%。通过对比酸浸、浮选两种富集手段,铅银渣经过一粗一扫流程,可获得银品位2620.25 g/t、银回收率63.09%银精矿,尾矿银品位降到297.25 g/t,富集效果较好,为该类型冶炼废渣提供了一条可开发利用的途径。  相似文献   

10.
全湿法回收银铋渣中有价金属的试验研究   总被引:1,自引:0,他引:1  
针对火法和氯化法处理银铋渣的弊端,提出了全湿法处理银铋渣的新工艺。按照试验所确定的最佳条件,用稀硫酸浸锌、用硝酸浸其它金属,结合食盐沉银、中和水解沉铋、含铜ZnS04溶液的锌粉置换除杂和蒸发结晶等从浸出液中提取金属的手段,有效实现了Au、Ag、Bi、Zn、Cu等有价金属的分离回收,可获得金渣、银粉、次硝酸铋、工业硫酸锌和海绵铜产品,Au、Ag、Bi、zn、cu的直收率分别达到99.64%、98.23%、97.76%、96.37%和95.83%。全湿法新工艺工艺简单,加工成本低廉,适于中小型工业化生产。  相似文献   

11.
铅阳极泥是我国生产银的主要原料,但由于其中含有锑铋等金属杂质直接影响银的直产率,分离锑铋等金属元素是铅阳极泥生产金、银必不可少的步骤。经过试验研究,得到浸出铅阳极泥的较佳的试验条件为盐酸用量为理论量(以铅阳极泥计)的1.1倍,液∶固=5∶1,温度60~80℃,浸出时间为4h,并添加15~30g/L的FeC13,在此条件下锑、铋的浸出率分别为76.3%和93.7%。  相似文献   

12.
加压酸浸预处理铜阳极泥的工艺研究   总被引:10,自引:0,他引:10  
以国内某铜冶炼厂所产的铜阳极泥为原料, 采用加压酸浸的方法对该铜阳极泥进行预处理, 对铜阳极泥中铜、碲、硒等元素的浸出行为进行了研究。结果表明, 该方法能达到铜的较完全脱除及碲、硒的部分脱除, 银在浸出过程中基本没有损失。  相似文献   

13.
采用XRF、XRD、粒度仪分析、扫描电镜分析等分析方法对某富含金银阳极泥矿的成分、粒度、物相等进行了研究。结果表明:此阳极泥矿粒度细、结构复杂,富含金、银,总含量达到10.42%,主要有色金属为铜、铅,含量分别为17.26%、13.28%;阳极泥矿中金主要以金银合金的形式存在,少部分包裹在硒化铜及硫酸铅中并伴随少量的银、锑等元素;银主要以硒化银、硒酸化银、铜银硒、金银合金及包裹在硫酸铜或者硫酸铅中形成共生化合物等形式存在;铜主要以硫酸铜化合物形式存在,硫酸铜是阳极泥矿的基底,并附存大量的其它杂质元素;铅主要以硫酸铅、硫酸铅钡、砷酸锑铅并伴有锑、金、银、砷等元素的形式存在。除此之外,阳极泥矿中还含有硫酸钡、硫酸锑等化合物。通过分析此阳极泥矿中金、银元素及主要杂质元素铜、铅的成分与赋存状态,为制定高效提取金、银的工艺流程奠定了基础。   相似文献   

14.
为了查明青海某铜阳极泥中贵金属的矿物组成、嵌布关系等特征,优化铜阳极泥中贵金属提取工艺,采用化学分析方法、XRD、SEM电镜和能谱分析等手段对青海某铜阳极泥进行了详细的工艺矿物学研究。结果表明:铜阳极泥中颗粒粒度<38 μm 69.22%,38~4 5 μm 8.58%,>45 μm 22.20%;主要元素为Pb、Cu、Se、Au、Ag,其含量分布为25.43%、18.01%、4.23%、1161.4 g/t、70446.1 g/t;主要物相有铅矾(硫酸铅)、硒铜银矿、硒银矿、铜的砷酸盐(光线矿或翠绿砷铜矿、羟砷铜矿)、铜的氧卤化物或氢氧卤化物(氯铜矿或斜氯铜矿、副氯铜矿)、锑的砷酸盐、锡石、硅酸盐矿物等;金的粒度分布小于2 μm,形态主要为圆点状,与硒铜银矿边缘或包裹连生;银的粒度分布不均匀,最大粒度为20 μm,最小粒度小于5 μm,主要以硒铜银矿、硒银矿、硫铜银矿、卤化银形式存在。   相似文献   

15.
铅阳极泥选择性脱铜试验研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
采用选择性脱铜—混酸浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中选择性脱铜的试验研究。确定了最佳脱铜条件:浸出温度28℃,初始酸度H2SO420 g/L,鼓空气浸出3 h,液固比L/S=5/1(mL/g),添加剂Fe3+浓度1 g/L;在该条件下,铜的平均脱除率为91.30%,锑的平均浸出率仅为2.11%,Bi,Pb,Au,Ag等不被浸出。该研究取得了较好的选择性脱铜效果,有效解决了铅阳极泥传统湿法处理工艺中存在的金属分离不彻底、产品质量不高等问题。  相似文献   

16.
采用稀硫酸清洗和分段还原浸出相结合的全湿法工艺对锌电解阳极泥中有价金属元素进行综合回收处理,考察了反应时间、反应温度、硫酸加入量和葡萄糖加入量等工艺参数对阳极泥中锰的浸出效果。实验结果表明:通过稀硫酸清洗,锌电解阳极泥中锌脱除率达98.41%;在液固质量比4∶1、反应温度120 ℃、反应时间60 min、硫酸加入量1.4 g/g、葡萄糖加入量0.17 g/g的条件下,锰浸出率达97.87%;得到的残渣为富银硫酸铅渣,渣中铅含量61.45%,银含量2 224.63 g/t,实现了锰和铅、银的分离,获得硫酸锰溶液和富银硫酸铅渣。  相似文献   

17.
针对株冶锌电解阳极泥, 开展了用浮选、重选和磁选等物理方法实现锰与铅银矿物分离的工艺试验研究。研究结果表明, 在锌电解阳极泥中, 锰的主要存在形式为锰钾矿(KMn8O16), 铅的主要存在形式为铅矾(PbSO4), 银的存在形式为氯银矿(AgCl)、氧银矿(Ag2O3)和含氧硝酸银(Ag7NO11)。浮选可以较好地回收氯银矿等含银矿物, 但难以分离该体系中的锰钾矿和铅矾, 高梯度磁选和摇床重选可以较好的分离铅和锰, 但对含银矿物的分选效果差。采用 “浮选-高梯度磁选-摇床重选”联合流程方案, 获得了含银48 515 g/t的高品位银精矿、含铅60.89%的铅矾精矿和含锰50.17%的锰精矿, 银和铅在铅银精矿中的回收率分别达到74.71%和84.78%, 锰的回收率达到91.86%。  相似文献   

18.
以某铅阳极泥精矿为原料,对精选工艺进行了系统优化。实验表明,当矿浆浓度为10%,p H值为2,丁基钠黄药用量为0.50 kg/t,丁基铵黑药用量为0.25 kg/t,六偏磷酸钠的用量为3.5 kg/t时,精选效果最好。精矿中金的品位由0.58%升高到0.71%,回收率为87.90%,银的品位由28.71%升高到35.42%,回收率为95.01%。优化后的贵金属的回收率比传统火法熔炼提高5%~10%,并提高了处理能力,降低了成本,可用于企业规模化生产。  相似文献   

19.
高砷铅阳极泥预脱砷研究   总被引:12,自引:0,他引:12  
采用一种新的高效碱性脱砷剂A, 用全湿法流程对高砷铅阳极泥进行预脱砷; 考察了浸出时间、液固比、浸出剂浓度、阳极泥粒度以及浸出温度等对脱砷效果的影响; 在最佳脱砷条件下As、Sb、Pb的浸出率分别为96.32%, 9.04%与13.15%, 脱砷后的阳极泥含砷0.28%。脱砷后液采用石灰乳可将61.7%的As从溶液中沉淀脱除。  相似文献   

20.
研究铅阳极泥湿法预处理综合回收新工艺:铅阳极泥经过自然堆放氧化后,在硫酸介质中控电位氧化氯化浸出,能有效地实现贵金属与非贵金属的分离。浸出液经过冷却结晶,析出部分砷,其他有价元素留在溶液中。后通过控电位的方法还原沉碲,碲的回收率为96.52%。将沉碲后液依次进行水解沉锑、铁粉还原沉铋铜,锑、铋、砷的回收率均大于91%。该工艺流程简单,无废气产生,中间产物渣不产生堆放污染,可直接进入株冶原有火法系统进一步精炼回收有价金属,终端还原后液可循环使用。  相似文献   

设为首页 | 免责声明 | 关于勤云 | 加入收藏

Copyright©北京勤云科技发展有限公司  京ICP备09084417号