微细浸染型金矿超声波强化预处理实验研究

针对微细浸染型金矿的矿石性质，采用超声波强化两段预处理-非氰浸出工艺进行研究，考察氧化剂用量、预处理时间、浸出时间、超声波功率、超声波时间对金浸出率的影响。结果表明，在超声波功率为120 W、时间为150 min，强氧化剂TY-1用量为6 kg/t、催化剂TY-2用量为2 kg/t、氧化时间为4 h、氢氧化钠用量为20 kg/t、碱预处理时间为10 h、非氰浸出剂TY-3用量为10 kg/t、浸出时间2 h的条件下，可获得86.43%的金浸出率。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

微细浸染型金矿强化湿法预处理研究

采用两段充气预处理-非氰化工艺浸出微细浸染型金矿,研究了浸出条件对金浸出效率的影响。结果表明,在氧化和碱浸预处理2个阶段充气可提高金浸出率;氧化预处理2 h后,加入氢氧化钠(20 kg/t)碱浸预处理4 h,加入氧化钙(40 kg/t)替代氢氧化钠,用TY-3浸出剂(8 kg/t)浸出4 h,金浸出率可达87.21%。浸出渣的物相分析、扫描电镜观察及X射线能谱分析结果显示,硅酸盐、碳酸盐中的金可被有效浸出,浸出渣中的石英、黄铁矿表面发生腐蚀,部分黄铁矿氧化。     

石煤微波空白焙烧-酸浸提钒工艺

通过微波空白焙烧-酸浸提钒与传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸提钒的对比实验,考察H2SO<,4>用量和浸出时间对石煤中钒浸出的影响.结果表明:石煤在700℃下微波焙烧60 min,H2804用量为矿样质量的22%,浸出温度为90℃时,V2O<,5>浸出率达到83.50%,比传统加热焙烧一酸浸提钒和直接酸浸的浸出率提高约30%.通过对焙烧熟料酸浸和直接酸浸时Al2O3浸出率的分析发现,V2O<,5>浸出率与Al2O3浸出率呈正相关性.结合矿物晶体构造与微波加热原理,探讨了微波焙烧改善酸浸提钒的机理,认为微波焙烧可破坏含钒云母的晶体结构,是提高V2O<,5>浸出率的主要原因.     

氢氧化钠浸出含砷金矿中砷

随着易处理金矿的减少,含砷金矿已成为金提取的重要资源,但砷对金浸出有不利影响,需要在浸金之前进行去除。进行了氢氧化钠溶液浸出金矿中砷的研究,考察了浸出时间、氢氧化钠用量及液固比等因素对金矿中砷浸出的影响。氢氧化钠溶液可以将金矿中的Fe As S及As S分解为Fe S2和As2O3,通过正交实验及单因素实验获得了较优的砷浸出条件。在温度100℃、氢氧化钠用量500 kg/t、浸出时间2.5 h、液固比5:1的条件下,砷的浸出率达到80.10%。     

微波焙烧对石煤提钒的影响

通过微波焙烧与传统焙烧后的对比实验,考察焙烧温度、焙烧时间和添加剂用量对石煤提钒的影响。结果表明,微波焙烧温度为700℃、焙烧60min、添加剂（Na2C03）用量为矿样质量的6％时,V2O5浸出率达到64．1％以上;经微波700℃焙烧120min,矿样中小于0．074mm粒级的含量提高10．0％左右。根据微波焙烧前后矿样粒度的变化,提出了微波焙烧过程矿样裂解模型,用此模型可以解释微波焙烧能够提高石煤中V2O5浸出率的原因。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

氧化焙烧从废弃锰矿中回收钴的研究

采用氧化焙烧的方式对废弃的菱锰矿中微量钴进行了提取工艺条件的研究,实验考查了焙烧温度,焙烧时间,浸取温度和浸取剂的浓度等对钴浸出率的影响,结果表明：焙烧温度为９００℃时,焙烧停留时间为１ｈ,硫酸浸取剂为３００￣４００ｇ／ｌ,浸取温度为９０℃,浸取时间为１ｈ,固液比为１：５,钴的浸出率达到８５％以上,铁的浸出率为４０％以上,锰的浸出率为３０％,达到了初步分离富集的目的。实验结果表明当焙烧温度在７００     

废碳载钯催化剂回收钯工艺研究

以废碳载钯催化剂为研究对象,经过焙烧、还原后采用盐酸-双氧水体系浸出,从浸出液中提纯得到海绵钯,对焙烧及浸出工艺条件对钯浸出率影响进行了研究。结果表明,随着焙烧温度、焙烧时间、水合肼用量、盐酸用量、双氧水用量的增大,钯浸出率先增大后减小。对0.5 g废催化剂样品,其适宜的焙烧条件为600℃焙烧30 min,还原剂为0.1 m L水合肼,以2 m L盐酸、0.2 m L双氧水为浸出剂,钯的累计浸出率为99.72%。表征分析结果显示,焙砂主要为球状颗粒物,原料中由活性炭为主要成分的块状和棒状物基本消失;焙砂主要含有钯、二氧化硅、硫酸钙和氧化钯,其中钯含量由2%提高到18.26%。     

用硫代硫酸钠从分银渣中提取银

本文对采用硫代硫酸钠浸出银，连二亚硫酸钠还原银的工艺从分银渣中提取银进行了研究，结果表明：当分银渣中含银量为0．38％，硫代硫酸钠的用量为160kg/t，氨水用量为50L/t，浸出温度60℃，浸出温度为3h，采用二段浸出，其浸出率＞86％，采用连二亚硫酸钠还原银，还原率＞95％，同时，还原后液可再生用于浸出。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

磁化焙烧对氰化尾渣中金、铁回收的影响(英文)EI北大核心CSCD

对氰化尾渣的焙烧预处理及其对有价金属综合回收的影响进行了研究。结果表明:当焙烧温度为750℃、焙烧时间为1.25h、还原剂添加量为6%时,铁的磁化率为86.27%,金的浸出率达到46.14%。结合矿物构造与赤铁矿磁化焙烧原理,探讨了焙烧对金浸出影响的机理,认为赤铁矿磁化焙烧后解离出的包裹金,是提高金浸出率的主要来源。     

四川某低品位微细粒氧化金矿非氰浸出试验研究

对金品位为2.02 g/t的某低品位氧化微细粒金矿开展了全泥浸出提取金的试验研究。优选出非氰浸出剂CC-1,确定了相应工艺参数,在此基础上开展了3个粒级柱浸试验,对柱浸含金溶液进行了活性炭吸附试验,研究表明该矿石适宜于利用非氰浸出剂CC-1堆浸回收金。矿石磨至-200目占80%、矿浆液固比2:1、石灰用量3000 g/t原矿、CC-1浓度0.10%、浸出时间30 h条件下金浸出率92.75%;在石灰用量3000 g/t、CC-1浓度0.10%、浸出时间10 d时-10 mm矿样Au浸出率92.46%,浸出时间15 d时-20 mm及-30 mm矿样Au浸出率分别为91.49%、89.24%。采用CC-1作为浸出剂的含Au溶液活性炭吸附率为95.72%~97.11%。     

从低品位含金尾矿中回收金的堆浸参数研究

辽宁丹东某铜矿尾矿金品位为1.35 g/t,属低品位难处理金矿。采用柱浸模拟现场堆浸工艺条件,对工艺参数进行了模拟试验。条件实验表明,在浸出剂氰化钠浓度为0.10%、石灰水喷淋调整浸出液pH=11、矿层高度305 mm、在10℃以上浸出120 h,金浸出率为58.14%。放大试验延长浸出时间至480 h,金浸出率达到70%左右。获得的工艺参数可为堆浸生产提供指导。     

某金矿热压氧化后氰化浸金氰化钠消耗实验研究

简要介绍了我国难处理金矿资源现状、难选冶原因、预处理方法,详细分析了该类资源中有害元素热压氧化过程的化学过程。针对某金矿热压氧化渣进行了炭浸氰化实验,考察了p H、调浆时间、底炭浓度、浸出时间对氰化钠消耗量的影响。实验证明,经过热压氧化,能够降低炭浸氰化过程中的氰化钠消耗量及氰化时间。针对实验样,氰化钠消耗量仅为0.27~0.29 kg/t,浸出时间为2~4 h,浸出率为95.34%。     

Kinetic process of oxidative leaching of chalcopyrite under low oxygen pressure and low temperature

Kinetic process of oxidative leaching of chalcopyrite in chloride acid hydroxide medium under oxygen pressure and low temperature was investigated. The effect on leaching rate of chalcopyrite caused by these factors such as ore granularity, vitriol concentration, sodium chloride concentration, oxygen pressure and temperature was discussed. The results show that the leaching rate of chalcopyrite increases with decreasing the ore granularity. At the early stage of oxidative reaction, the copper leaching rate increases with increasing the oxygen pressure and dosage of vitriol concentration, while oxygen pressure affects leaching less at the later stage. At low temperature, the earlier oxidative leaching process of chalcopyrite is controlled by chemical reactions while the later one by diffusion. The chalcopyrite oxidative leaching rate has close relation with ion concentration in the leaching solution. The higher ion concentration is propitious for chalcopyrite leaching.     

吉林某金矿选矿工艺对比实验研究

对吉林某金矿进行了重选、无毒浸出和浮选3种选矿工艺对比实验,研究了磨矿细度、药剂用量、矿浆浓度等因素对选矿效率的影响.结果表明,无毒浸出工艺回收率为76.13％,重选工艺基本无优先选别作用;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm含量为90.52％,捕收剂异戊基黄药与丁铵黑药的药剂用量均为60 g/t,矿浆浓度为4...     

某微细粒砷黄铁矿包裹金矿的非氰浸出研究

采用非氰浸化剂(石硫合剂)对含金为2.47 g/t的甘肃某微细粒砷黄铁矿包裹金矿进行浸出试验,研究预处理方式和浸出工艺对金浸出率的影响。结果表明,石硫合剂对金的直接搅拌浸出率低于30%,该矿属难浸金矿石;采用边磨边浸-搅拌浸出的方式,浸出率可提升至68.4%;增加碱式预氧化处理,可将金的浸出率进一步提升到80%以上。采用最优的工艺,边磨边碱式预氧化36 h,经石硫合剂搅拌浸出5 h,金的浸出率可达到91.5%。