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采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1~1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。 相似文献
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含金硫化物矿石在其硫化物晶格中常含有细分散的金和其它贵金属颗粒。由于贵金属颗粒被包裹,因此,这类矿石难于用常规的提取方法进行处理,致使金属常常残留于尾渣中而被弃失。本工作研究了在使用普通的提取技术(例如氰化法)之前,先采用生化浸出法对这类难处理的尾渣进行预处理的可能性。将含金黄铁矿的Leadville金矿尾渣先用泡沫浮选法浮选富集。在氰化浸出前,黄铁矿精矿用驯化12个星期的氧化铁硫杆菌进行不同周期的处理。氰化浸出前精矿经生化浸出处理可使金的提取率从32%提高到95%,银的提取率从48%提高到大于98%。 相似文献
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在硫酸介质中用硫脲处理含金的黄铜矿精矿,研究了某些浸出参数(如硫脲浓度、氧化剂、氧化还原电位、pH、温度、矿浆密度、酸预处理和添加SO_2)的影响。金和银的最佳提取率分别为95.5%和84.4%。发现过氧化氢是一种令人满意的氧化剂,连续浸出是在矿浆固液比控制在60%时完成的。估计每吨精矿消耗硫脲5—7kg。氧化还原电位是影响硫脲消耗和金提取率的重要因素。酸预处理和添加SO_2有利于降低硫脲消耗。预处理还能减少体系中SO_2的需要量和提高银的提取率。 相似文献
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pH的影响 在25℃和800~(-1)min条件下,使用10.0g/L硫脲、5.0g/LFe~(3 )、S/L10%研究了pH的影响,浸出时间为7h。研究限定在pH1—4之间,因为在这样的pH值下硫脲体系较为稳定。图5表明,当pH增加时,金回收率降低。初始pH为1.0时,得到的最好金回 相似文献
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贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣金品位为2. 06 g/t,回收利用其中的金,减少尾渣堆存,具有重要的资源和环境意义。通过XRD及电子探针等分析方法对氰化尾渣中金的分布与嵌布特征进行分析,采用氧化焙烧—硫脲浸金工艺回收氰化尾渣中的金,并对试验条件进行优化。结果表明:在氧化焙烧温度500℃、焙烧时间1. 5 h,硫脲用量37. 50 kg/t、FeCl_3用量11. 25 kg/t、pH=4、液固比4∶1、常温(22℃)常压浸出1 h条件下,氰化尾渣金浸出率达92. 18%。该研究为微细浸染型金矿石氰化尾渣提金技术的工业化应用提供参考。 相似文献
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以四川某金矿氰化尾渣为研究对象,针对其载金矿物和脉石矿物单一,金品位高(2.40 g/t),载金矿物被氰化物强烈抑制及轻度泥化等特点,确定采用浮选法回收金。经过单因素条件试验确定最佳工艺条件,即磨矿细度-0.074 mm占65%,硫酸用量350 g/t,水玻璃用量250 g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量(150+75)g/t,经过一次粗选、一次精选、两次扫选闭路试验流程,获得了金品位为94.88 g/t、金回收率为89.68%的金精矿。 相似文献
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细菌氧化—硫脲浸金试验研究 总被引:4,自引:1,他引:3
对细菌氧化后矿浆进行了硫脲提金试验研究,研究结果表明,细菌氧化后采用硫脲浸金—树脂吸附提金,可以获得93 .81 % 的选矿回收率,具有深入研究和推广应用价值。 相似文献
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某黄金矿山生物氧化—氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化—氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化—氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。 相似文献
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