提高沸腾炉三氧化二锑产出率的实践

叙述了脆硫锑铅精矿生产精锑的工艺,分析了造成脆硫锑铅精矿沸腾焙烧过程中三氧化二锑产出率偏低的原因,介绍了采取的措施及实施效果。     

提高沸腾炉三氧化二锑产出率的实践

叙述了脆硫锑铅精矿生产精锑的工艺,分析了造成脆硫锑铅精矿沸腾焙烧过程中三氧化二锑产出率偏低的原因,介绍了采取的措施及实施效果.     

熔盐电解法分离大厂铅锑合金

<正> 广西大厂铅锑精矿主要由脆硫铅锑矿物(2PbS·Sb_2S_3)组成,铅锑的分离只能在冶金过程中进行。大厂矿务局金城江冶炼厂采用焙烧—还原熔炼—吹炼—铅电解火法流程处理大厂铅锑精矿,几年来生产精铅、银和含铅的锑合金。该火法     

含砷、锑、碳难处理金精矿焙烧氰化提金工艺研究

镇沅含砷、锑、碳难处理金精矿直接氰化金浸出率小于 10 % ,采用常规焙烧 -焙砂氰化提金工艺金浸出率仅达到 73 2 % ,而采用先行除锑 ,再焙烧脱除硫、碳、砷的提金工艺方案 ,金氰化浸出率达到90 4 % ,同时锑可作为锑精矿外售 ,经济效益明显。     

国内金精矿氰化提金技术现状

金精矿氰化提金技术是我国黄金工业主要直接产金的手段，它包括简单含金银矿物的精矿二浸二洗工艺，还包括一些富含铜、铅等金属需要添加某种助浸剂的氰化技术，小秦岭一带矿山生产金银铜铅锌与硫多金属精矿，即需要焙烧后酸浸除去硫铜铅再氰化，而湖南湘西金矿所产金锑钨精矿也需焙烧后处理，若含砷金精矿需要经过焙烧、热压及细菌氧化后再氰化提金，并已逐步进行工业化生产。总之，随着社会进步与科研工作不断深入发展，我国金精矿氰化提金工艺技术日臻完善，并将会在今后工业生产中作出更大贡献。     

铅锑精矿冶炼分离

大厂矿务局生产的脆硫铅锑精矿,是一种铅锑共生的硫化矿,其化学成分大致为(%):铅25.32,锑17.14,硫26.9。这种精矿用选矿的方法难以再分离为铅精矿及锑精矿,为此,该局试验所采用直接冶炼分离的方法进行了大     

挥发法熔炼脆硫锑铅矿精矿生产实践

根据脆硫锑铅矿精矿的特点和目前熔炼脆硫锑铅矿精矿的技术发展水平，结合生产实践情况，本文对挥发法熔炼脆硫锑铅矿精矿的原理，工艺过程及生产指标进行了探讨，分析了生产过程中存在的问题及解决途径。是一种处理脆硫锑铅精矿的新工艺。     

大厂矿务局铅锑精矿冶炼流程鉴定会

广西大厂矿务局所产的脆硫铅锑精矿,除含铅、锑外,尚伴生有铟、镉、铋、银等稀贵金属。此种多金属精矿的处理方法,国内外尚无详细的资料报导。为了从脆硫铅锑精矿中提取金属铅、锑,并综合回收稀贵金属,在各级党委的领导下,组织     

脆硫铅锑矿铅锑分离新工艺研究

本试验研究了一种新工艺，通过加入一种催化剂，对脆硫铅锑矿进行氧化挥发焙烧，实现铅锑的一步分离；同时，对该工艺下影响脆硫铅锑矿铅锑分离效果的因素也分别进行了讨论。     

从锑精矿制备焦锑酸钠的工业试验

介绍了用空气氧化法制备焦锑酸钠的工业试验情况。以单一的辉锑矿精矿和铅锑精矿为原料，通过硫化钠浸出锑精矿使锑形成硫代亚锑酸钠进入溶液，往溶液中鼓入空气，使锑生成焦锑酸钠产品。氧化后液的主要成分为硫代硫酸钠，通过中和、浓缩和结晶，可以副产出硫代硫酸钠。该方法生产焦锑酸钠，处理的原料来源广，综合利用程度高，尤其是可以处理用火法冶炼不好处理的脆硫铅锑精矿，是我国复杂锑矿资源提高综合经济效益的一条较佳的途径。     

乙醇浸泡-活性炭富集火焰原子吸收光谱法测定烧结机头电除尘灰中金

烧结机头电除尘灰中含量较高的碳硫物质极易吸附烧结机头电除尘灰样品溶解液中Au(Ⅲ),对Au的测定影响严重,若采用焙烧的方法直接去除碳硫,因样品中碱金属含量高,极易烧结成块,不仅不能完全去除碳硫物质,反而给溶样造成困难。针对这一问题,实验提出了采用无水乙醇对样品进行浸泡后再焙烧的方法去除碳硫物质,然后再采用NaCl-NaF-KMnO₄-王水(1+1)体系处理样品,以活性炭富集Au,建立了火焰原子吸收光谱法(FAAS)测定烧结机头电除尘灰中Au的方法。实验表明,在30 g样品中加入30 mL无水乙醇进行浸泡,低温加热10 min,经抽滤烘干后,置于马弗炉于700 ℃焙烧1 h,冷却,加入10 g NaCl、0.5 g NaF、1 g KMnO₄、80 mL王水(1+1),加热微沸30 min可将样品溶解完全。Au质量浓度在0.5~4.0 μg/mL范围与其吸光度呈良好的线性关系,线性相关系数为0.999 2,方法检出限为0.12 μg/mL。干扰试验表明,经活性炭富集分离后,共存元素对Au测定的干扰可忽略。采用实验方法对烧结机头电除尘灰实际样品中金进行测定,结果与火试金-重量法一致,相对标准偏差(RSD,n=6)小于5.0%。     

王水提金工艺在峪耳崖黄金公司的应用实践

指出了峪耳崖黄金公司在王水提金工艺中存在的一些问题,如金液还原不彻底造成金的流失,尾液槽设计、布炭有待完善,粉炭处理不当造成流失,用不锈钢盘焙烧金纸浆造成浪费,重选金精矿难以溶解、提纯等。针对这些问题,阐述了生产过程中应强化的技术环节。通过对金还原、炭吸附、氧化焙烧等几项技术环节上的改造,不仅降低了工人劳动强度,改善了作业环境,而且提高了金选冶回收率,取得了较好的经济效益。     

某碳质金精矿富氧焙烧—氯化浸出试验研究

某碳质金精矿直接氰化浸出金浸出率很低,小于30%,为进一步提高金浸出率,针对碳质金精矿性质,进行了富氧焙烧—氯化浸出试验研究。结果表明:与常规氧化焙烧相比,富氧焙烧降低了焙烧温度,缩短了焙烧时间;富氧焙烧最佳焙烧温度550℃~600℃,氧气体积分数50%,焙烧时间2.0 h,在此条件下,碳、硫去除率均在95%以上;焙砂采用M-NaCl氯化浸出,在最佳浸出条件为固液比1∶6,浸液pH=3,浸出剂用量8 kg/t,试样粒度62~75μm,浸出时间4 h时,金浸出率可达92.50%,相对于试样直接氯化浸出时有显著提高;表明富氧焙烧—氯化浸出工艺是可行的。     

含砷难处理金矿预处理研究——（Ⅱ）加石灰焙烧法

本文研究了用加石灰焙烧法对含砷难处理金矿进行预处理，该法可有效地消除砷和硫可能对环境造成的污染，对含砷为３．７６％，硫６．２３％，金２３．３ｇ／ｔ的金精矿进行焙烧后，金的浸出率可达９０％左右，而未经焙烧预处理的金直接浸出率仅５６．９６％。     

王水分金渣氨水浸出回收金银试验研究

黄金提纯过程使用王水分金产生的分金渣中会有少量未被溶解且被氯化银包覆的金,为更好地回收有价金属,提高资源利用率,进行了氨水浸出氯化银、葡萄糖还原银、王水溶金等试验研究。其结果表明:每100 g烘干王水分金渣,在加入450 mL氨水、反应时间45 min、固液比为6的条件下,Ag浸出率可达72.5%;氨水浸出渣再采用王水溶金,金浸出率约77.29%;银总回收率71.05%,指标较好。     

微量金标准物质定值均匀性检验

利用王水溶样,活性炭吸附—灰化—王水溶解—硫脲提取—原子吸收光谱法测定微量金标准物质(GAu-9b)的30个子样含量,每个子样重复测定3次。分析了天平称量精度、玻璃器皿刻度精度和活性炭吸附率造成的测量不确定度,估算出合成不确定度范围为1.6%~2.2%(A级品),论证了分析测定方法的可行性;对单个样品重复分析结果的可靠性及样品的均匀性进行评估,计算出样品均匀性质量参数为0.77,样品测定结果的相对偏差(RD)均符合地质实验室质量管理规范要求,依此判定该样品的均匀性质量等级为合格。     

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定金精矿中铊

目前在黄金行业,金精矿冶炼过程中环保元素如铊、砷等的检测受到越来越多的关注,而金精矿中铊的检测尚无标准可依。采用盐酸、硝酸、氢氟酸、高氯酸分解金精矿样品,在王水介质中,在过氧化氢、三氯化铁存在下,使用聚氨酯泡沫富集铊,与杂质元素分离,并在沸水浴中使用硝酸(1+99)进行解脱,选择Tl 190.801nm为分析线,采用电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定铊,建立了金精矿中铊的测定方法。通过试验,确定了最优分离富集参数,即为15%(V/V)王水、3%(V/V)过氧化氢、0.5g/L铁盐介质。铊的质量浓度在0.10~500μg/mL范围内与其发射强度呈线性,相关系数为0.999 9;方法的测定下限为6.5μg/g。金精矿中共存元素由于泡沫的分离富集作用而不影响测定。实验方法用于测定4个金精矿样品中铊,结果的相对标准偏差(RSD,n=11)为2.1%~5.0%;按照实验方法对金精矿样品中铊进行加标回收试验,回收率为92%~101%。     

黄金提纯的酸溶设备

实用新型专利“用于黄金提纯的王水溶金装置”由优质塑料加工制作,可耐王水腐蚀,可以通电加热,还能吸收反应中放出的酸气,适合黄金矿山使用,文中介绍了专利装置的特点,并比较了不同酸溶设备的优缺点。     

石墨炉原子吸收测定地球化学样品中痕量金

试样经灼烧,用王水加热分解,并在Fe^3＋存在下,于王水介质中用泡沫塑料吸附Au;吸附Au后的泡沫塑料再用10g／L硫脲溶液解脱,采用斜坡升温技术在220ZS石墨炉原子吸收光谱仪测定超痕量金．根据实验得出最佳分析条件,该方法检出限为0．1ng／g,精密度（RSD,n=12）4．2％-10．8％,经国家一级标准物质分析验证,结果与标准值相符．