含炭难处理金矿石碘法浸出

用非氰试剂——碘从矿石中浸出黄金，目的是研究碘化浸金取代剧毒氰化物提金的可行性；采用了热力学方法对碘-碘化物溶金的可能性进行了简单分析，用碘-碘化物溶液对含炭难处理金矿石进行了浸出工艺条件实验及与氰化浸出的对比实验，取得了较理想的实验结果：浸出4h金浸出率达到95％，氰化法直接浸出12h金浸出率80％；碘化法浸金速度快，金浸出率高。     

含砷难浸金矿的硫代硫酸盐法浸金

研究了云南某金矿的含砷难处理浮选金精矿的预处理方法．通过４３０℃和６５０℃二阶段富氧焙烧和４０％ＮａＯＨ溶液吸收废气中的Ａｓ２Ｏ３和ＳＯ２，既使金转变为易浸状态，又有效地避免了空气污染．还探讨了影响硫代硫酸盐法浸金的因素，在最佳浸金条件下，金的浸出率达９１％以上．     

用硫酸氧化预处理从难处理金矿中提金的无害化工艺研究

探讨了硫酸作为氧化剂分解含砷难处理金矿的技术可行性,实验结果表明硫酸可以有效地氧化砷黄铁矿而实现金的单体解离,适宜的分解条件为：硫酸与矿粉重量比为３,采用机械搅拌,反应温度２４０～２６０℃,分解时间２～３ｈ,分解渣采用硫脲浸出时浸金率高于９５％浸金条件为：硫脲浓度１％,三价铁作氧化剂,氧化剂与络合剂比值为０．０４～０．０６,浸出时间６ｈ图１,表６,参８     

砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响

通过焙烧脱砷和硫,并采用硫酸浸出金焙砂脱铁,研究不同条件下砷、硫和铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响。研究结果表明:金精矿中,砷、硫和铁的质量分数分别为3.20%,27.35%和23.50%;在焙烧温度为500℃,焙烧时间为4 h和空气流量为0.2 m~3/h条件下,砷和硫脱除率分别达到51.53%和79.16%;所得金焙砂经过质量分数为30%硫酸浸出,铁浸出率高达98.12%,酸浸渣中砷、硫和铁质量分数分别为0.10%,0.55%和0.44%;采用质量分数为6‰的氰化钠溶液浸出酸浸渣,金浸出率达98.05%;经过对砷、硫和铁进行脱除,金品位从32.98 g/t增加到68.22 g/t;金焙砂通过酸浸,单体金和裸露金总质量分数从93.87%增加到96.66%;低温焙烧和酸浸适合高砷金精矿氰化浸金。     

含锑难处理金矿选择性脱除锑

为了消除锑对难处理金矿提取金过程的不利影响,提出用硫化钠浸出方法预先从含锑难处理金矿中选择性脱除锑,考察各因素对锑浸出率的影响,查明最优浸出条件下金和砷的浸出率。研究结果表明:硫化钠过量系数、氢氧化钠质量浓度、温度、液固比和洗水比等因素的增加均有利于提高锑的浸出率,但是延长反应时间和增大搅拌速度会使锑浸出率略降低,增大洗水比至4.0可以将浸出渣中锑质量分数降低至0.04%。含锑难处理金矿硫化钠浸出在最优条件下,锑的浸出率可以达到96.64%,金和砷的浸出率分别为1.44%和0.41%。浸出液静置后析出的黑色沉淀为Na2Fe S2,S和Fe S2的混合物,说明会有少量Fe S2矿物首先溶解然后从溶液中沉淀出来。     

含铜复杂金矿的无害化综合回收工艺研究

提出了一种无污染新工艺处理 含铜复杂金精矿,新工艺 的特色是 低压氨 浸出铜然 后硫代硫酸盐提取金（ 无元素硫问题,副产硫酸 铵）适宜 的低 压氨预 浸工 艺条件 为：再磨 粒度 在－ ０ ．０４５ ｍ ｍ的占６ ５ ％ 以上,浸 出温度１２０ ℃,浸 出氧压０ ．５ Ｍ Ｐａ ,氨浓度４ ５ ｇ／ Ｌ氨浸 渣可采 用常规硫 代硫盐浸金方 法方便 地提取金 研究结 果表明, 预处理阶 段铜提 取率在９５ ％ 以 上,后 续金 浸出 中金 的浸出率及 吸附率 分别在９６ ％ 和 ９９ ％ 以上,即 总金回收 率在９５ ％ 以上图 ５ ,表 ４ ,参 ９     

黑铜泥综合回收工艺研究

以黑铜泥为原料,分别以硫化钠浸出法、酸浸法、碱浸-硫浸联合法进行黑铜泥综合回收的实验研究.结果表明:硫化钠浸出法与酸浸法均不易实现黑铜泥中Cu、As、Sb的有效分离,而碱浸-硫浸联合法的分离效果较好,在NaOH物质的量浓度1mol/L、液固比为10∶1、反应时间为6h、温度80℃的条件下,黑铜泥中As的浸出率为92%,Cu、Sb的浸出率均低于3%.碱浸渣中的As、Sb采用硫化钠浸出,对硫浸液进行氧化处理可获得砷酸钠和锑酸钠产品.     

用碘--碘化物溶液从含金矿石中提取金

考虑不同电解液中影响金溶解的热力学因素,由热力学计算结果绘制25℃时的金--碘--水体系的Eh-pH图,分析得到金-碘系统在水环境中的稳定区域：pH=0～14;结合对碘化浸金热力学、动力学的分析,在浸金实验的基础上,分析碘浸出金的机理;以碘-碘化物为浸出剂,实验研究含碳矿石中金的溶解,讨论金萃取的反应时间、碘-碘化物质量分数、pH对浸出的影响,并与氰化物的浸出结果进行对比;探讨从浸出液中回收金及碘的再生方法.所得金浸出的合理条件为：碘的质量分数在0.8%～1.0%,n（12）：n（I^-）=1：8～1：10,助氧化剂双氧水质量分数在1%～2%,浸出时间为4h,液固比在3：1～5：1,浸出温度为常温,矿浆为中性或酸性.金的浸出率可达93%以上,浸出液中的金和碘均可用电解方法回收.分析证明,在达到相同浸出率的情况下,与氰化法相比,碘化法浸出时间短、综合成本低.     

烂泥沟难处理金矿无氰工艺流程的试验研究与探讨

对贵州省烂泥沟难处理金矿探索一条无氰处理工艺路线。首先研究试验了对烂泥沟难处理金矿的几种无氟浸金剂，试验结果发现：从经济效益和技术指标权衡，得出硫脲是一种较适合于这种类型金矿的侵金剂。从而对硫脲浸出条件做了进一步试验，结果获得浸出率达94．75％。与此同时，又对硫脲没金体系中的金做了溶剂革取初探，获得革取率为93．20％。     

难浸金矿扩大试验研究

对黔西南州高砷高硫难浸金矿进行二段焙烧预处理，采用氧化剂强化氰金进行扩大试验研究。结果表明：该工艺使金的浸出率达到85％以上，该工艺投资省，无环境污染。     

Study on gold concentrate leaching by iodine-iodide

Gold extraction by iodine-iodide solution is an effective and environment-friendly method. In this study, the method using iodine-iodide for gold leaching is proved feasible through thermodynamic calculation. At the same time, experiments on flotation gold concentrates were carried out and encouraging results were obtained. Through optimizing the technological conditions, the attained high gold leaching rate is more than 85%. The optimum process conditions at 25℃ are shown as follows: the initial iodine concentration is 1.0%, the iodine-to-iodide mole ratio is 1:8, the solution pH value is 7, the liquid-to-solid mass ratio is 4:1, the leaching time is 4 h, the stirring intensity is 200 r/mim, and the hydrogen peroxide consumption is 1%.     

不同能源物质对At.f菌浸出低品位铜尾矿的影响

以嗜酸氧化亚铁硫杆菌LD-1菌株(At.f LD-1)为研究对象,研究硫酸亚铁、硫代硫酸钠和黄铁矿3种能源物质对At.f LD-1菌株浸出低品位铜尾矿浸出体系及铜浸出效率的影响.研究结果表明:At.f LD-1菌株浸出铜尾矿初期加入适量的硫酸亚铁、硫代硫酸钠、黄铁矿均能提高铜的浸出效率,其中以硫代硫酸钠的效果最为显著;初始加入二价铁质量浓度为5 g/L时浸出效果较好,46d铜浸出率达35.00%,与不加硫酸亚铁的相比提高13.63%;硫代硫酸钠中S质量浓度为1 g/L时浸铜效果最好,46d铜的浸出率达到38.10%,与不加硫代硫酸钠的相比提高23.70%;加入黄铁矿对提高铜浸出率也能起到促进作用,浸出46d后铜浸出率达34.17%,与不加黄铁矿时相比提高11.00%.     

难处理金精矿的加压氧化一氯化浸出实验

采用加压氧化法对国内某难处理金精矿进行预处理,考察了反应温度、精矿粒度、氧分压、初酸浓度、反应时间对金精矿脱硫率和金浸出率的影响.利用XRD,XRF,SEM,EDX技术对金精矿原矿及浸出渣进行分析表征,实验结果表明,在反应温度180℃,精矿粒度-0.075～+0.061 mm,氧分压0.8 MPa,初酸质量浓度60 g...     

碳质金矿石预氧化焙烧堆浸提金的研究

介绍了对辽宁丹东某金矿碳质硅化低硫金矿石的焙烧预氧化处理及焙砂直接堆浸的试验研究·分析了不同温度、不同气氛及不同时间条件下的焙砂的氧化状态及影响金浸出率的NaCN的质量分数、喷淋强度、焙砂粒度及喷淋时间等主要因素·实验结果表明,先在450℃,通入少量空气(含氧5%～10%)的条件下,焙烧1h(脱砷),然后,在650℃,通入充足空气的条件下,焙烧2h,矿石中的硫化物和碳物质的氧化率和灰化率分别达98%和97%;当NaCN的质量分数为0 10%～0 15%,喷淋强度为15 0L/(m2·h),焙砂粒度为0～3mm,喷淋时间为8～10天,金的浸出率为84 8%·同时,推荐了焙砂直接堆浸的原则工艺流程...     

硫脲法浸取硫化金矿的工艺改进研究

本文研究了硫脲法浸取硫化金矿的最佳条件、回收方法和硫脲的循环使用等问题。原矿经磨细,焙烧,用稀酸预浸出铜后,在常温,硫脲浓度１０克／斤,硫酸铁浓度３．３克／升,ｐＨ值为１－２条件下,浸取两小时可以得到接近１００％的浸取率。选用钢屑回收浸取液中的金,回收率大于９６％,且硫脲不受损失。实验发现,硫脲可以多次循环使用,这样可以部分解决硫脲法浸金过程中硫脲消耗量大的问题。     

(NH4)2SO4-NH3-H2O体系浸出高碱性脉石低品位氧化铜矿

以高碱性脉石低品位氧化铜矿为研究对象,针对该矿样钙镁含量高的特点,采用氨水-硫酸铵浸出体系进行了常温常压浸出实验.针对该矿样的主要含铜矿物孔雀石(Cu₂(OH)₂CO₃),基于质量和电荷的双守恒的条件下构建的浸出体系中建立Cu₂(OH)₂CO₃-(NH₄)₂SO₄-NH₃-H₂O的热力学模型,采用Matlab的拟合功能与diff和solve函数算出不同硫酸铵浓度时氨浸出孔雀石的最佳氨浓度和总铜离子浓度.实验考察了浸出氨水浓度、氨铵比、液固比对铜浸出率的影响.实验结果表明,高碱性脉石氧化铜矿石适宜浸出条件为氨水浓度1.2mol/L,氨铵比2∶1,液固比3∶1,该条件下铜浸出率较高,达到约70%.实验结果与热力学计算结果基本吻合.     

废旧电路板中金的碘化法回收工艺

针对电路板中金的回收问题,提出粉碎—浮选—碘化浸出工艺。采用浮选法对经粉碎分级的电路板粉末进行分选实验,分选出的金属粉末用硝酸去除贱金属,过滤,由碘化法浸出滤渣中的金。实验结果表明:电路板中金属和非金属完全解离粒度为0.450 mm;浮选分离小于0.450 mm电路板粉末,沉物金属质量分数为87.32%,金属回收率为90.11%;碘和碘化物溶液可以在3 h内有效浸出电路板粉末中的金,金浸出率为95.53%。     

用废旧电路板酸浸-电沉积法回收金属铜

为了既保障环保又达到最佳铜回收效果的目的,以废旧电路板经过初步破碎分离,得到铜金属富集产品为研究对象,采用硫酸-双氧水浸出结合电沉积工艺回收物料中的铜。考察了铜浸出率与硫酸质量浓度、双氧水用量、浸出时间、液固比之间的关系,进行最佳金属浸出条件实验。结果表明：硫酸物质的量浓度为3.5 mol/L、浸出时间3 h、双氧水用量为20 mL、液固比10∶1条件下,铜金属浸出率最高可达到97.58%。电沉积尾液循环用以浸出铜,铜离子循环质量浓度不低于18 g/L,平均电流效率高于97.60%。在沉积温度40℃,阴极材料为T2紫铜,电流密度小于800 A/m2时,电流效率可以保持在97%以上。实验中铜回收率达到了97.58%。     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.