论湿法炼锌两段中性间断浸出工艺的改进

对利用铁矾法和针铁矿法,改进原两段中性浸出工艺,提高浸出回收率及改善浸出浆液的澄清性进行了论述。     

难选金矿浸出工艺的研究及评价

高龙金矿经全泥氰化法、硫脲法、硫代硫酸盐法浸出试验,金浸出率分别达到94.6%、97.6%和93.9%;渣含金各为0.27g/t、0.12g/t、0.30g/t。建立的金浸出率数学模型,查明了诸影响因素与金浸出率之间的关系。以1g黄金的生产成立本为目标函数,利用复合形法进行的技术经济综合寻优证明,在诸浸出方案中炭浸法有较好的技术经济指标,且较成熟,可作为扩大实验及工业实验的推荐流程。     

湿法炼锌除铁工艺研究

介绍了常规法、热酸浸出、氧压浸出、针铁矿和赤铁矿等几种湿法炼锌除铁工艺,重点对SO2还原浸出、热酸还原浸出、氧压还原浸出的赤铁矿除铁工艺的各项指标进行了比较。含铁低的原料,适宜采用常规工艺和针铁矿工艺;含铁高的原料适宜采用黄钾铁矾法和赤铁矿法;而氧压浸出工艺两种原料都能适应。     

论电解锌两段中性间断浸出工艺的改进

对利用铁矾法和针铁矿法,改进原两段中性浸出工艺,提高浸出回收率及改善浸出浆液的澄清性进行了论述.     

论湿法炼锌两段中性间断浸出工艺的改进

对利用铁矾法和针铁矿法，改进原两段中性浸出工艺，提高浸出回收率及改善浸出浆液的澄清性进行了论述。     

碱法浸铀技术发展现状及展望

本文对铀的碱法浸出技术发展现状进行了综述,重点介绍碱法浸铀原理和各工艺浸出效果的主要影响因素:温度、浸出时间、浸出剂(氧化剂)浓度、矿石粒度等,加压碱浸和碱法堆浸除考虑这些外,还有各自的影响因素,指出了该技术存在的不足及展望。     

难处理金矿非氰浸金研究进展

随着黄金需求量的不断增加及易处理金矿资源的日益减少, 难处理金矿逐渐成为黄金产业的主要资源来源.为使难处理金矿能够合理、高效地开发利用, 对难处理金矿进行了简要概述和分类, 并阐述其难处理的原因.采用传统的氰化法浸出难处理金矿, 其浸出效果差, 且氰化物有剧毒, 严重污染环境及危害人体健康.为实现难处理金矿的高效、环保浸出, 非氰化法浸出难处理金矿受到广泛关注.重点介绍了硫代硫酸盐法、硫氰酸盐法、硫脲法、多硫化物及石硫合剂法、液氯化法五种非氰浸金方法的浸金原理及在难处理金矿方面的最新研究进展.基于非氰浸金方法存在的浸出体系复杂、浸出剂性质不稳定及消耗量大等问题, 展望了非氰浸金技术的发展方向.      

高碱性脉石低品位氧化铜矿提铜研究进展

高碱性脉石低品位氧化铜矿属于"三高一低"的难处理的氧化铜矿, 其矿石具有高钙镁、高含泥量、高氧化率和低铜品位的特点。本文综述了该类矿物的资源特征、浸出方法和浸出液提铜方法。主要浸出方法包括:浮选法、氨浸法、细菌浸出等。铜氨溶液中提铜方法有萃取法、离子交换法、沉淀法等, 目前氨浸法和产氨菌浸出能有效而经济地浸出, 但氨浸法由于氨的挥发性和产氨菌浸出培养问题都有其缺陷, 因此, 笔者认为常温下低浓度氨浸-萃取或产氨菌浸出-萃取是从高碱性脉石低品位氧化铜矿石提取铜的未来发展方向之一。      

铜阳极泥浸出铜的优化实验研究

为了提高铜阳极泥中铜的浸出率和稀贵金属的富集率,在硫酸浸出体系中添加Fe~(3+)离子促进铜的浸出,采用响应曲面法(RSM)设计试验并建立浸出的拟合方程。响应曲面分析结果表明:浸出时间和液固比与铜的浸出率有显著的相关性。得出的最佳浸出条件:浸出时间2.4 h、酸度110 g/L、液固比10:1,此条件下铜的浸出率为96.52%,碲微量浸出。     

金银湿法冶金中炭浆法与树脂矿浆法的比较

在贵金属的湿法冶金中,目前广泛应用吸附法。 与传统方法不同,用矿浆吸附法从矿石浸出溶液中提取金银时,尾渣表面上吸附的贵金属较少。矿浆吸附法能使浸出过程和有价元素的分离过程结合起来,因而省去了繁重而费用昂贵的倾析工序和过滤工序。     

煤金团聚法回收金机理初探

介绍了煤金团聚法(Coal Gold Agglomeration, CGA)的研究现状,讨论了影响煤金油团聚的几个主要因素,如煤化学、中性油的特性、疏水颗粒间的相互作用等。在此基础上,研究搅拌强度和接触时间对CGA金回收动力学的影响,发现在其他条件不变的情况下,同一矿种在不同的搅拌速度下,金回收动力学速率常数是一定的。筛选出的煤、油混合的聚团很好的无捕收剂捕金能力,金回收率可达77%～86%。进一步实验研究发现添加适量的硫化钠调整剂对含硫化物原生金矿中金有较好的活化作用,金回收率有显著提高,而硫化物的上浮却有所降低。     

某提金尾渣工艺矿物学研究

某金精矿经焙烧预处理—酸浸—氰化浸金后,其提金尾渣金品位较高,在10 g/t左右。为查明该金精矿金回收率低的原因,对其提金尾渣进行了工艺矿物学研究。通过对提金尾渣的化学组成、相对矿物含量、主要矿物嵌布特征、金的粒级分布及赋存状态等的考察分析,指出了影响金回收率的主要因素,为金回收率的提高提供基础资料。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

青海某难浸金矿的工艺矿物学研究

青海某金矿石中含金5.2×10^-6,硫1.82%,砷1.01%,锑0.73%,铁4.19%,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50%,属于典型的含砷锑难浸金矿。为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪（XRD）和扫描电镜（SEM-EDS）,并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行了研究。结果表明：该矿石中金的赋存状态主要有3种,即可见自然金（明金）、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金。其中,可见自然金占比较低,仅为42.87%,主要嵌布在辉锑矿、毒砂和石英等矿物颗粒间或裂隙中;硫化矿物包裹金占比为46.83%,主要以显微、次显微金或固溶体的形式赋存于毒砂、辉锑矿和黄铁矿等硫化矿物中;脉石矿物包裹金占比为10.3%,主要以显微、次显微金或微细粒包裹体的形式赋存于石英、长石和方解石等脉石矿物中或矿物颗粒间。由此可知,自然金占比低、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金含量高是造成氰化浸出时金回收率低的主要原因,工艺矿物学研究结果为该金矿的合理开发利用提供了重要参考。     

改进工艺操作条件提高金回收率

介绍了从铜阳极泥中回收金的工艺流程，指出了影响金回收率的主要因素。通过对工艺操作条件的改进，使金回收率由96．46％提高到98．50％。     

德兴铜矿伴生金的回收研究与实践

简要介绍了德兴铜矿伴生金回收的试验研究、生产进展,分析了影响金回收的因素,提出了加强金回收的建议。     

某难浸金精矿硫脲法浸金试验研究

进行了某富硫高砷金精矿加添加剂CL硫脲浸金试验研究。试验研究结果表明,添加剂CL可以改善硫脲浸金过程,降低浸出所需的硫脲浓度,提高金浸出率,可使该金精矿的金浸出率达到89％以上。试验还探讨了浸出的最佳条件,并分析了添加剂CL对浸金机理的影响。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选矿工艺试验研究

黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限责任公司西坑矿石中金属硫化物及金矿物嵌布粒度均较细。选矿工艺试验结果表明:该矿石经原矿浮选—金精矿重选—重尾生物氧化—氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为80.09%,比现有工艺流程提高了26.45%;经原矿浮选—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为76.49%,比现有工艺流程提高了22.85%。这表明,金精矿须经氧化预处理,才能提高金的回收率。     

加钠盐焙烧提高银浸出率的试验研究及生产实践

针对焙烧—氰化法银回收率偏低的问题,在金精矿焙烧时加入钠盐,可有效提高焙烧—氰化银的浸出率。该方法应用于不同类型金精矿的生产实践表明,氰化银的浸出率可提高30%以上,且不影响制酸和金、铜的回收。