氯化烘焙—ZLT工艺提金扩大试验

介绍了氯化烘焙—ZLT提金工艺处理某难处理金精矿的小型试验及扩大试验研究结果。在试验确定的4个主体作业工艺条件下,扩大试验金的氯化浸出率达95%,最高可达98%。试验结果表明:该工艺具有对原料适应性强,浸金速度快,金回收率高,成本低等显著特点。     

采用焙烧—水浸法从某多金属矿石中回收铷

根据某多金属矿石的矿物组成及前期试验成果,研究了采用焙烧—水浸工艺回收铷,考察了添加剂用量、焙烧温度、焙烧时间和矿石粒度等因素对铷浸出率的影响,确定了最佳焙烧—水浸工艺条件。试验结果表明,最佳条件下,铷浸出率达到95%以上。     

铁鳞制取还原铁粉试验北大核心

在对铁鳞进行物化性质研究及分选、还原工艺参数试验的基础上,采用磨矿—筛分—粗粒级一次还原—破碎—干式磁选—磨矿—干式磁选—二次还原—解碎工艺,最终获得还原铁粉产率41. 28%,铁品位98. 35%,回收率54. 26%的指标.产品的物理、化学及工艺性能指标达到粉末冶金用还原铁粉质量标准之FHY80·25牌号的要求.     

用钼精矿制取钼酸铵的试验研究

介绍了利用钼精矿生产钼酸铵的原理及工艺流程，提出了焙烧—浸出—净化—沉淀—氨溶的工艺路线，确定了最佳工艺条件。试验结果表明，确定的工艺条件合理可行，产出的钼酸铵质量符合GB3460—92要求。     

电解法制取铝硅稀土铸造铝合金

本文在试验基础上,分析了电解法制取Al—Si—RE合金最佳工艺条件;讨论了稀土对电解过程的影响及稀土对铝硅合金的变质作用;肯定了电解法制取Al—Si—RE合金的可行性及优越性。     

铁鳞制取还原铁粉试验

在对铁鳞进行物化性质研究及分选、还原工艺参数试验的基础上,采用磨矿—筛分—粗粒级一次还原—破碎—干式磁选—磨矿—干式磁选—二次还原—解碎工艺,最终获得还原铁粉产率41. 28%,铁品位98. 35%,回收率54. 26%的指标.产品的物理、化学及工艺性能指标达到粉末冶金用还原铁粉质量标准之FHY80·25牌号的要求.     

钴渣处理新工艺研究与生产实践

前言Foreword我公司应用碱浸工艺处理含钴物料进行七水硫酸钴产品的生产,同时产出钴渣。为了回收钴渣中的钴金属,特进行了工艺试验研究。试验中发现,采用原碱浸工艺处理钴渣时,钴回收率低,不到50%,且产品七水硫酸钴杂质超标,质量不合格。于是进行了处理钴渣的新工艺研究,开发出了直接酸浸—中和除铝—钠钴分离—酸溶净化—蒸发结晶工艺,并成功应用于生产,取得了良好的经济效益。本文主要对新工艺的试验研究结果进行了阐述及理论探讨,同时对原生产工艺及新工艺应用于生产的情况进行了介绍。含钴物料碱浸工艺流程简介A brief account of alka…     

HSn70—1合金挤压工艺及其挤制品常见缺陷研究

通过传统的热挤压工艺,在16MN挤压机上进行HSn70—1合金铸锭（Ф165×300mm）挤压冷凝管管坯（Ф72×6mm）试验。试验中采用了不同的挤压方法对HSn70—1合金铸锭进行挤压,并探讨了各挤压方法及工艺参数对HSn70—1合金挤制品表面质量的影响,得出了挤制管坯表面缺陷的影响因素及预防措施。     

小河口金矿矿石可选性试验研究

小河口金矿矿石含硫较高,且金主要为黄铁矿包裹金.针对该矿石性质,在探索全泥氰化、浮选—浮选精矿氰化、单一浮选及混合浮选—再磨—抑硫浮金等提金工艺基础上,选择混合浮选—再磨—抑硫浮金作为适宜提金工艺,并进行了条件试验研究.结果表明:在再磨细度-0.047 mm占80％及最佳药剂条件下,采用混合浮选—再磨—抑硫浮金工艺,可...     

LD7铝合金废屑直接再生新工艺

利用粉碎—清洗—干燥—压实—热挤压的工艺过程,对LD7铝合金废屑进行了直接再生成材的研究。结果表明,较高的挤压温度和适当的挤压比可保证颗粒间良好的焊合及坯料中气体的排除;采用常温压实制坯方法,可大大降低再生材中的气体含量。用这种再生工艺制成的铝材其性能已达到了LD7原生材的国家标准。将这种工艺用于工业性试验,也得到了满意的结果。     

含锑难处理金精矿加压氧化法制备焦锑酸钠的工艺研究

锑及其化合物是重要的战略物资,焦锑酸钠被广泛应用于玻璃行业。锑金矿是难处理金矿的一种,直接氰化浸出时金的浸出率极低,需要进行预处理后才能提取金。针对某矿山含锑较低的难处理金精矿的特点,并结合目前难处理金矿的各种预处理方法的优缺点,研究确定了该类难处理金精矿适宜采用先回收锑再回收金的思路,即以含锑难处理金矿为原料,采用硫化钠浸出法优先分离锑,使锑以硫代亚锑酸钠形式进入滤液,然后采用加压氧化新工艺以焦锑酸钠产品的形式回收锑,氧化后的滤液经过净化和浓缩结晶后产出硫代硫酸钠产品,脱除锑后的浸出渣用细菌氧化预处理,最后用氰化法从细菌氧化渣中提取金,从而实现难处理金精矿中锑、硫、金的综合回收。     

复配370捕收剂在镇沅金矿的应用

云南黄金有限责任公司镇沅分公司金矿石属含砷锑碳质微细粒浸染型难处理金矿石.针对矿石性质特点和生产中存在的问题,采用了新型的复配药剂作捕收剂,进行了现场工业试验,提高了金的回收率及精矿品位,增加了企业的经济效益.     

我国上市公司控制权收益的测度

文章概叙了控制权私人收益基本内涵,认为将控制权私人收益合法化将破坏公司股权的稳定性,且对其水平度量造成难以克服的困难。在此基础上以2005～2008年沪深两市发生的147起涉及控制权协议转让交易和777起非控制权股权协议转让交易为样本,对我国上市公司控制权私人收益水平进行了测度。实证检验结果显示,我国控制权私人收益水平约为上市公司净资产的27％,高于加拿大、美国和西欧国家,低于墨西哥等南美国家,与意大利水平相近。表明我国资本市场监管水平有待提高。据此提出通过加强外部监管和优化公司股权结构可以有效降低控制权私人收益水平。     

湖南某金锑矿浮选试验研究

文章针对湖南某金锑矿的特点,首先从试样工艺矿物学研究出发,在查明试样多元素分析,目的矿物的成分、结构构造、赋存状态的基础上,接着进行了大量的条件试验,确定了最佳的工艺参数和工艺流程,然后在-0．074m占75％的磨矿细度下采用混合浮选工艺从含锑为0．85％,含金1．80g／t的原矿,经过一粗三精二扫的浮选流程,得到金锑精矿含锑31．61％,回收率85．33％;含金58．81g／t,回收率73．01％的浮选指标,为选矿厂设计提供了详实的依据。     

Flotation concentration of the sulfide antimony-arsenic gold-bearing ore

The technology of concentration of the sulfide antimony-arsenic gold-bearing ore containing 3.6 g/tn Au, 0.3% Sb, and 0.4% As is developed. This technology implies the flotation separation of antimonite and arsenopyrite into separate products and allows them to perform in various cycles, increasing production efficiency due to a decrease in consumption of sulfuric acid for bacterial oxidation and cyanide for gold leaching and increasing the recovery of gold and additional profit from the commercial antimony product.     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难,提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺,分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧,直接产出富集了金的金属锑,同时产出硫化锌,再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理,证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前,主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应,生成Sb₂O₃;当温度高于800 ℃时,Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分,在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%,且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率,其中锑品位为92.06%,金含量达134×10^-6,金回收率为87.82%,同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%,验证了工艺的可行性,新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。     

复杂金精矿“三连炉”火法捕金工艺实践

采用富氧底吹“三连炉”造锍捕金工艺处理高砷锑复杂难处理金精矿，实现多金属高效回收。针对复杂金精矿火法处理工艺中金属收得率和工艺调控需求，结合生产实践总结了多种杂质元素分配行为与规律，优化了配矿中不同杂质元素含量，并对不同复杂金精矿在熔炼过程中的铜锍品位进行有针对性的调控，即高砷物料铜锍品位控制在65%，高铅物料铜锍品位控制在72%。可实现复杂难处理金精矿三连炉熔炼中铅、锌、砷、锑、铋、镍整体脱除率达98%以上，为黄金行业绿色冶炼及可持续发展提供参考。     

某含砷锑金矿石选矿综合回收试验研究

某含砷难处理锑金矿矿石采用混汞─浮选 (其中精尾 2不返回系统 )的工艺流程 ,浮选时使用亚硫酸钠作为降砷的抑制剂 ,使金、锑有用矿物得以充分综合回收。     

含金锑砷多金属硫化矿浮选分离试验研究

对含金锑砷多金属硫化矿矿石经混合浮选后，混合精矿用碳酸钠（Ｎａ＿２ＣＯ＿３）调节矿浆ｐＨ至１０左右，添加硫化钠（Ｎａ＿２Ｓ）作辉锑矿抑制剂，浮选砷（金），可获得含锑４９．４４％，砷０．４４％，回收率εＳｂ８０．８５％的锑精矿和含砷１０．９６％，金７９．９４ｇ／ｔ，回收率ε＿Ａｓ７７．９８％，ｅ＿Ａｕ６８．７９％的砷（金）精矿，试验表明，碳酸钠和硫化钠的使用比例以３：１最好。