氧化金矿石强化氰化浸出实验研究

针对某氧化金矿石的特性,提出采用过氧化钙强化氰化浸出工艺进行处理,实验结果表明,金的浸出率可达89.37%～92.41%,在浸出过程中加入活性炭,金的浸出率可达95.19%～98.73%,银的浸出率可达42.94%～48.12%.     

氰化尾渣制备烧结陶瓷EI北大核心CSCD

以探究氰化尾渣制备烧结陶瓷的可行性为目的,研究了氰化尾渣的化学组成、工艺性能、烧成性能。结果表明：氰化尾渣主要含石英、长石、硫铁矿,其化学成分与陶瓷坯料成分相近,且细度细、流动性好、生坯干燥收缩率小、干燥敏感系数小、干坯强度高。在1120℃保温15min的烧成条件下,烧制的陶瓷吸水率低至1．00％、抗折强度高达56．7MPa,且高温过程中,氰化物被分解,重金属被烧结固化,利用氰化尾渣烧制陶瓷,有望实现氰化尾渣的无害化、资源化利用。     

基于强磁预选的某氰化尾渣磁化焙烧-磁选工艺

以TFe品位为30.71%的河南某焙烧氰化尾渣为原料,采用湿式强磁预选?磁化焙烧?磁选联合工艺制备铁精粉. 结果表明,当强磁预选的磁场强度为1511.54 kA/m时,得到TFe品位44.96%、回收率78.27%的粗精矿;以该粗精矿为磁化焙烧原料,配10wt%焦粉,于750℃下磁化焙烧45 min,焙烧样经二段磨矿、二段弱磁选,当二段磨矿细度小于0.028 mm占63.9%时,可得TFe品位61.71%、回收率68.66%的铁精粉;产率为16.79%的弱磁选尾矿不含氰化物,转化为一般工业固体废物. 焙烧温度低于700℃时,部分赤铁矿未还原;焙烧温度超过800℃时,生成的磁铁矿转化成镁铁矿、铁橄榄石和方铁矿,磁铁矿含量降低,导致铁损失;焙烧温度为750℃时,磁铁矿含量最高.     

氰化尾渣中有价元素回收现状与展望

氰化尾渣是我国的大宗危险固体废物。这种固体废物含有可回收的有价元素,如铜、铅、锌、金、银、硫、铁等。对氰化尾渣的综合利用既可以回收这些有价元素,实现矿石资源的最大化利用,又可以减少氰化尾渣中残存的药剂对环境的危害。本文从氰化尾渣的性质出发,总结了氰化尾渣的预处理方法,介绍了回收铜铅锌、硫铁、金银的研究现状,并指出现阶段存在的主要问题。针对研究现状和存在的问题,提出新工艺的开发、新药剂的研制、尾矿的再利用等发展方向。氰化尾渣的顺利解决将为社会带来一定经济效益和环境效益。     

氰化尾渣无害化处理工艺的优化改进

介绍了山东恒邦冶炼股份有限公司氰化尾渣无害化处理的生产工艺,针对传统因科法处理氰化尾渣有价金属不能有效回收的问题进行优化改进,利用高含硫烟气对氰化尾渣进行无害化处理,使氰化尾渣处理达标,由危废转化成一般固废,并实现有价元素金、银、铜的综合回收,降低处理成本。     

含钒尾渣NaOH亚熔盐浸出提钒

研究了含钒尾渣NaOH亚熔盐法分解过程中主要反应因素对钒浸出率的影响规律,获得了最佳工艺参数,并对反应机理进行了探讨.结果表明,反应温度、反应时间及碱渣质量比是最重要的反应因素,其影响程度为反应温度(T)＞反应时间(t)＞碱渣质量比(r);含钒尾渣最佳浸出条件为:反应温度170℃,尾渣粒度-74 μm,反应时间3h,碱...     

氰化尾渣矿浆电解液中铁离子的萃取富集

采用二(2-乙基己基)磷酸酯(P204)-磺化煤油萃取体系从高硫酸氰化尾渣矿浆电解液中富集铁离子,重点研究了P204浓度、相比(O/A)、振荡时间、振荡频率及温度等对Fe³⁺萃取率的影响及其萃取过程。研究表明,在P204体积分数为25%、电解液pH为1.5、温度25℃、O/A=1∶1、振荡时间10 min、振荡频率180r/min的条件下,电解液中Fe³⁺的单级萃取率可达97.73%以上,饱和萃取容量可达到21.57g/L。Fe³⁺在有机相中的萃取富集主要归因于其与P204分子结构中羟基的阳离子交换反应以及磷酰基的配位反应,形成的配合物为FeSO₄A(HA)₃与FeA₃(HA)₃。在草酸1mol/L、O/A=1∶1、振荡时间10min、振荡频率190r/min的条件下,负载有机相中Fe³⁺的单级反萃率可达82.64%以上,反萃液中铁主要以[Fe(C₂O₄)_3<...     

乳化液膜提金的研究——氰化浸出贵液中提金及回收氰化钠的工艺研究

本文提出了一种从氰化浸出贵液中提金及回收氰化钠的新工艺流程,建成了10t/d 处理量的自动分散乳化液膜连续逆流分离装置。研究了载体、内相试剂、相比(乳液与原料液体积之比)、外相pH 及分散颗粒大小等影响因素,提出了连续逆流分离装置的操作参数。实验证明:用该工艺流程能有效地从含金1～3 mg/L 的氰化浸出贵液中,将金富集浓缩50倍,同时使排放液中的游离氰根离子浓度低于0.5mg/L,达到国家排放标准。根据中试试验结果,进行了经济估算,证明液膜法较经济合算。     

氯化焙烧-水浸法回收钡渣中钡的研究

以氯化钙为氯化剂,采用氯化焙烧-水浸取的方法处理钡渣,钡渣中的钡以氯化钡的形式被回收。通过焙烧温度、焙烧时间、氯化剂用量等一系列条件实验确定了适宜工艺条件：焙烧温度为1 000 ℃、焙烧时间为45 min、氯化钙用量为理论量的1.3倍。在此条件下钡渣中的酸溶钡可全部回收,钡的回收率为86.8%。浸出液主要成分是氯化钡和氯化钙,经过蒸发浓缩、结晶析出氯化钡产品,其质量符合GB/T 1617—2014《工业氯化钡》的要求。     

熔盐法处理富钛渣制备金红石型TiO_2

工业生产钛白粉的方法主要有硫酸法和氯化法两种,但这两种方法都存在环境污染严重的问题。本文提出了一种常压、低温下钠碱熔盐分解富钛渣制备金红石型二氧化钛的新工艺,从生产源头消除了对环境的污染,实现钛资源的可持续发展。介绍了该反应的制备、水洗、固相离子交换-水解耦合和煅烧过程。实验结果表明,该工艺可以制得理想的金红石型二氧化钛,二氧化钛含量为96.66%。     

对氰化液中CN~-和Ag~+测定的初步探讨

采用AgNO3对氰化液中的CN-进行准确测定,采用KCN对氰化液中的Ag+进行准确测定。考察了溶液酸度、共存离子干扰对测定的影响。此法简便快速,检出限可达4μg,适用于常量、微量分析,适合野外现场快速分析。     

从矿石中提炼金和银

用汞齐法先提取了矿石中的自然金，然后用氰化法提出微细的金粒和化合态的金银，再经熔炼，可得较纯的金和银。     

锰银矿与含砷金矿同时浸出过程探讨

在硫酸体系中用两矿工艺同时浸出含砷金矿和锰银矿,以分解包裹金、银的毒砂和氧化锰矿物.由于毒砂和氧化锰可互为还原剂和氧化剂,因此该工艺降低了贵金属矿的预处理消耗.实验表明,在使用少量水溶性氧化剂NaClO3的条件下,氧化锰、毒砂分解率分别为96%和92%,银、金的浸出率分别可达85.4%和93.5%,总回收率分别为84.5%和93%.     

熔盐法合成片状氧化铝中熔盐的选择

文章研究了熔盐法合成片状氧化铝中多种熔盐的影响，实验表明选择NaCl和KCl复合熔盐，可以制得粒径均匀、表面光滑、近于无色透明、分散性良好的片状氧化铝。     

熔融盐研究进展

本文简要的描述了至今已确立的几个熔盐体系，。在研究这些熔盐性质时发现了许多特点，正在把这些具有离子特性的利用扩大到新的领域。     

砷金矿与锰银矿同时浸出中的超声强化作用

在硫酸体系中用两矿法工艺，研究了在超声波强化过程条件下同时浸出含砷金矿和锰银矿，以分解包含金、银的毒砂和氧化锰矿物. 实验表明，在锰银矿/金矿(质量比)=1:1.3、硫酸浓度0.57 mol/L、温度95℃、高频高功率超声波作用条件下，毒砂最终分解率可达84.9%. 而提高毒砂分解率正是提高金浸出率的重要条件.     

提高池浸提金浸出率的几个技术要领

简单阐述了池浸提金的基本原理，着重阐述了氰化物的选择、氰化物浓度、浸出液酸碱度、环境温度等因素对浸出率的影响。     

高碳铬铁熔盐电解精炼制备低碳纯净铬铁

以NaCl?KCl熔盐为电解质、高碳铬铁为工作电极、钨丝为对极、Ag/AgCl为参比电极,在阳极电极电势为0.3 V (vs. Ag/AgCl)的恒压条件下一步熔盐电解高碳铬铁制备低碳纯净铬铁;通过方波伏安法研究了阴极铬铁沉积机理,对阴极电解产物进行了微观分析和物相表征. 结果表明,阴极铬离子沉积是由扩散控速的一次性得失2个电子的可逆反应,且阳极中金属铬先于铁氧化进入熔盐;低碳铬铁合金为粒径0.5?2 ?m的球状颗粒,阴极产物低碳铬铁的碳含量仅为0.24wt%.     

微波焙烧预处理难浸金矿物

采用微波焙烧法对难浸金矿进行了预处理,并对金的赋存状态、物相及焙砂的微观组织进行了分析.结果表明,金以微粒金和次显微金存在,赋存状态为以硫化物包裹金和石英包裹金为主,需进行预处理打开硫化物包裹金,才能有效提高金浸出率.微波焙烧预处理,焙烧时间为15 min、温度为480℃时,氰化浸出率为92.03%;常规焙烧预处理,焙烧时间为35 min、温度770℃时,氰化浸出率为86.63%.经微波焙烧预处理后的焙砂,矿物界面变得疏松,颗粒表面产生了大量的孔隙,有利于矿物内的金与浸出剂接触,提高金的氰化浸出率;采用常规焙烧预处理后的焙砂,颗粒表面形貌没有明显的变化.     

钼尾矿中有用矿物回收实验研究

以辽宁某钼矿选矿厂尾矿为研究对象,在矿浆浓度25％、pH值为8.5、浮选机主轴转速为1850 r/min的条件下,以水玻璃为硅酸盐抑制剂、油酸钠为捕收剂、烷基胺为起泡剂,通过一精一扫的浮选工艺,获得精选金云母回收率约46％、品位9.6％以上,扫选金云母回收率26.46％、品位7.81％,为今后钼尾矿中金云母的浮选实践提供了理论和试验依据.