祁雨沟混合金精矿的综合回收研究

祁雨沟金矿浮选混合金精矿金品位低、银、硫、铜、铅、铁等含量较高，用直接氰化法提金，浸金率低很，其中有价元素－－银、铜、铜、硫不能直接回收。通过试验，提出一条新工艺，即沸腾焙烧－酸浸、盐浸－氰化，可以使金的浸出率达９５．２３５，同时回收银８９．７７％、铜９７．２０％、铅９４．２０％以及大部分的硫和铁，使矿产资源得到综合透明和。     

从废高温合金中回收镍钴的工艺

采用热酸浸溶－置换沉铜－针铁矿法除铁铬－Ｎ２３５萃取工艺处理高温合金废料，成功地回收了其中的钴、镍，提纯后得到氯化镍和氯化钴溶液，溶液可根据需要进一步加工成不同的镍、钴制品，钴回收率９１．８％，镍回收率９７．２％。     

氧压酸浸液中和除铁工艺研究

文章进行了湿法炼锌过程中氧压酸浸液净化中和除铁的工艺研究。研究结果表明：根据浸出液的成分，通过采用两种方案，控制合适的中和条件，可以将浸酸液中铁95％以上除去，净化后液中Fe^3＋浓度可降至0．5mg／L以下，同时也能使加入中和剂中Zn浸出率达95％以上，酸浸液中Cu95％以上进入净化后液，通过后续置换工序得以回收。从而实现净化除铁与低酸浸出一步完成的目的。     

从铜锌废渣生产电解铜和硫酸锌

本文用碱洗－氨浸－酸溶－电积法分离回收铜锌熔炼渣和铸造渣中的铜锌，产出电铜和硫酸锌。铜、锌的回收率分别达到９２．４％和９３．１％。工艺条件较易控制，产品纯度高。     

低品位硫化铜矿细菌氧化浸铜研究

为回收江西某铜矿大量低品位硫化矿资源，采用氧化铁硫杆菌浸矿，铜浸出率比酸浸提高９．４９％；浸出液中铁浓度不高，可满足铜回收要求；细菌浸矿产生一定的酸，节省了酸耗；分段浸矿可缩短浸矿时间１～２周。     

从Cinkur浸出渣中湿法提取锌和铅

Cinkur浸出渣中含有12．43％Zn,15．51%Pb和6．279／6Fe。确定了浸出渣的组成后,分别进行酸浸和盐水浸出试验以回收锌和铅。回收锌的酸浸试验过程中控制酸浓度,反应时间,反应温度和矿浆密度（固液质量比）。     

浮选法从钛白酸解废渣中回收TiO2的研究

研究了用浮选法从钛白酸解废渣中回收TiO2的最佳工艺条件，当给矿品位为24．44％时，钛产品品位可提高至46．86％，回收率可达到85．46％。浮选工艺流程简单，易于实现工业化生产。     

高能力推料式酸洗线和废酸回收系统

能够处理１９３０ｍｍ宽，１．５－１２．７ｍｍ厚的带材，且年产１２０万ｔ的高能力推料式酸洗线用来代替旧的连续式酸洗线是可行的选择：占地需求减少（仅占原来的４０％），而资金投入降低（降到原来的６０％）。建造酸回收工厂大大减少了所需购买的酸液量，并且使废能理和冲水的处理成本减至最少。     

从难熔含金含铁的硫化物矿石中回收黄金

从含硫化物矿石回收金的工艺包括，粉碎矿浆用硫酸预处理以分解妨碍氧化的杂质和碳酸盐，固液分离后得硫酸盐溶液和固体．固体加水成浓度为25～60％(固体重)矿浆．在135～250℃加压氧化矿浆同时保持440g／1的硫酸浓度以使铁溶解，硫化物氧化成硫酸，且少于20％的氧化过的硫为单质．加水于氧化过物质形成含固体重5～15％浆后固液分离，得含铁酸溶液和固体，溶液向浆化步骤循环，固体经洗涤后固液分离，分离的含铁和金属硫酸盐酸溶液循环到预处理．从洗涤过的固体回收黄金。     

从合金丝废料回收铅,锡和铟

用酸／碱浸出法从含铅、锡和铟的合金丝废料中成功地回收了这些金属。用热的ＨＣｌ－ＨＮＯ３浸出废料，冷却至１０℃时，最初存在的７１．８％铅以氯化铅分离出来。在４５℃下，用每当量铅１．５当量的铟粉转换沉淀回收其余大部分铅（２２．９％）。在ｐＨ２．０￣２．８时，用ＮａＯＨ以水合氧化锡形式从酸性溶液中回收锡。用两种不同方法从残液中回收铟。第一种方法是在ｐＨ３．９１时，用Ｈ３ＰＯ４以磷酸盐形式沉淀铟，用ＮａＯ     

铜锌银精矿冶炼新工艺

介绍了一种处理复杂铜锌银精矿的新工艺。该工艺是利用 SO2 -3 还原浸出液中的 Cu2 ,使生成 Cu2 Cl2 ,而将铜锌有效分离。Cu2 Cl2 经氧化可制取 Cu SO4,铜的总回收率为 94 .2 9% ,硫酸铜平均品位为 96.72 % ,超过 GB4 3 7— 80一级品要求 (96% ) ;沉铜后的溶液经净化后可制取质量分数大于 99.5%的氧化锌产品 ,锌的直收率为 80 .60 % ,总回收率为 86.4 1 % ;浸出渣用高浓度 NH4Cl溶液循环浸出银 ,银总回收率为 94 .70 %。     

提高含砷铜金精矿焙烧-氰化工艺金、银、铜回收率的试验研究

提出了一种提高含砷铜金精矿焙烧-氰化工艺金、银、铜回收率的新方法。该方法是将金精矿加入硫化钠后进行焙烧预处理,可有效地提高金、银、铜的回收率。试验结果表明,金、银、铜的浸出率分别提高8．22％,57．43％,7．82％,且不影响制酸和电解铜工艺。     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52%、S 47.50%、Fe 41.02%,具有较高的回收价值。采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52%,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82%,回收率分别为76.16%、78.20%;铁精矿产率为90.48%,铁品位为65.80%,铁回收率为95.26%,指标良好,实现了氰化尾渣中金、铜、硫、铁等有价元素的高效综合回收,经济效益和社会效益显著。     

提高金、银、铜回收率的焙烧-氰化试验研究

提出了一个在金精矿焙烧－氰化工艺中提高金、银、铜浸出率的焙烧方法。该法基于在金精矿中加入一定量的碳酸钠进行焙烧，可有效地提高金、银、铜的浸出率。经含硐、砷不同类型金精矿验证，银的回收率可提高30％以上，金、铜的回收率也有所提高。新焙烧方法具有不增加设备、成本低、简单易行等特点。     

吉林某多金属含金矿石综合回收试验研究

对吉林某含多金属金矿石进行了综合回收试验.根据矿石性质,试验采用原矿氰化—氰渣综合回收工艺流程,可实现就地产金,同时获得合格的铜精矿、铅精矿.金、银、铜、铅回收率分别为97.17％、79.90％、84.10％、42.07％.     

硫精矿中金,铜回收的研究

本文介绍了某金矿选矿厂硫精矿经磨细后氰化,重选和浮选回收金、铜的研究结果,推荐了细磨—浮选流程。当试料含金8.59g/t,铜1.17％和银40.70g/t时,浮选精矿含金165.47～117.15g/t、铜18.89～13.75％和银301.5～210.8g/t三者的回收率依次为77.11～81.15％、69.77～75.47％和38.22～39.72％;浮选尾矿含硫32.97％,可作制酸原料。该法由于产品方案与现行生产一致、流程设备简单、投资少、见效快、无污染,已被现厂采纳。研究结果对同类型矿山有一定推广价值。     

天水金精矿氰化尾渣综合回收铜铅的试验研究

对天水金精矿氰楷尾渣 采用不脱药,不加热,不洗涤的优先浮施工艺流程回收铜铅,获得了合格的铜精矿和铅精矿;金银也同时富集到两精矿中, 综合回收的目的。     

氰化尾渣综合回收工艺及实践

采用优先混合浮选铅锌、硫酸脱氰活化、铜硫分离方法,实现了氰化尾渣中铜、铅、锌、金、银和氰化钠的综合回收。该工艺工业应用达到的技术指标为:铅锌混合精矿中铅品位为25.00%,锌品位为27.00%,铅回收率为65.60%,锌回收率为70.90%;铜精矿品位为15.25%,回收率75.48%;同时可副产金银。     

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。      

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。