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相似文献
 共查询到18条相似文献,搜索用时 93 毫秒
1.
氰化金泥低温焙烧预处理冶炼工艺是在湿法冶金的基础上,采用低温硫酸焙烧预处理工艺,使铜、锌、银等生成可溶于水的硫酸盐,并根据金在氯化环境中电位变低的特性,实现贵贱金属的分离.该工艺不仅能生产出高品质的金、银锭(纯度99.9%以上),而且金、银的综合回收率高达99.95%以上,同时,铜、铅等有价金属也能得到综合回收.该工艺具有投资少、生产成本低、经济效益高等优点.  相似文献   

2.
针对某难浸铀矿石,采用“氯化焙烧-硫酸浸出”工艺进行处理提取铀、铜、银。研究结果表明,最佳氯化焙烧实验条件为氯化钠用量6%,氯化焙烧温度 460 ℃,氯化焙烧时间2 h,焙烧液固比0.2∶1。对氯化焙烧后的矿样进行硫酸浸出,浸出条件为:硫酸浓度30 g/L、浸出时间30 min、浸出温度70 ℃、液固比2∶1,此时金属离子铀、铜、银的浸出率分别为铀85.08%、铜95.82%、银91.80%。  相似文献   

3.
NH_4Cl-NH_3-H_2O体系浸出氧化锌矿   总被引:4,自引:2,他引:2  
介绍了氯化铵 氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺 .该工艺采用氯化铵 氨水溶液作浸出剂 ,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子 ,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去 .实验结果表明 :时间、液固比对锌浸出率影响显著 ,而温度对锌浸出率影响不大 ;在综合浸出条件下 ,锌浸出率大于 6 8% ,氨溶锌浸出率大于 93.88% (质量分数 ) ;胶体吸附除砷、锑效果明显 ,浸出液中砷、锑质量浓度可降至 0 .2 5mg·L- 1 ,铁质量浓度可降至 0 .15mg·L- 1 以下 ,氯化钙、氯化钡可将碳酸根和硫酸根几乎除尽 ,其他杂质元素含量也极低 .该浸出液净化容易 ,特别适合制电锌或锌粉 .本法具有工艺简单、能耗低、污染小、原料适应性广等优点 .  相似文献   

4.
AC法处理高锑低银类铅阳极泥--铜和铋的回收   总被引:1,自引:1,他引:0  
用AC法处理高锑低银类铅阳极泥,其干馏渣水浸液经两段置换、硫酸浸铜、稀盐酸浸铋,综合回收了铜、铋、锑,并使其得到了较大程度的分离,Cu,Bi和Sb的置换率分别为99.75%,96.74%和99.45%;置换渣含铜53.73%,含铋20.79%.用硫酸浸铜法,实现了铜 锑、铜 铋的有效分离,最终铜以硫酸铜产出,品位为93.74%~96.21%,Fe含量为1.13%~1.47%,回收率为93.33%;用稀盐酸浸出铋 锑渣,铋以含Bi69.70%的铋精矿产出,直收率及总回收率分别为90.87%和94.73%,此外还产出Sb含量为36.21%的锑渣,返回氯化浸出过程,总回收率为94.06%.  相似文献   

5.
含钼铜精矿氧化焙烧-浸出分离钼研究   总被引:1,自引:1,他引:0  
四川攀西地区的含钼铜精矿中,由于钼、铜矿物组成复杂,共生关系紧密,提出了氧化焙烧-浸出工艺进一步分离钼。将试样置入焙烧炉中进行氧化焙烧,使硫化物转化为CuO、MoO3、Fe2O3等氧化物后;添加NaOH、H2O与MoO3反应生成可溶性Na2MoO4,浸出渣作为铜精矿产品。研究结果表明:铜、钼等以氧化物形式赋存于焙烧矿中,氧化焙烧矿中的硫含量较低为0.53%,硫以SO2气相形式挥发;在焙烧温度650℃、焙烧时间120 min、氢氧化钠用量为30%、浸出温度60℃、浸出时间120min、浸出液固比2∶1的综合条件下,钼的浸出率为94.24%,铜精矿(浸出渣)中铜的质量分数为24.27%,钼分离效果明显。  相似文献   

6.
对青海省抗得弄舍矿区Ⅴ1金多金属矿石进行了工艺矿物学研究。结果表明,矿石矿物组成复杂,矿石中主要的有价元素回收对象为金、银,主要以硫化物形式存在。金以银金矿、自然金及金银矿系列矿物形式存在,银主要以硫锑铜银矿及硫砷铜银矿形式存在,其次为自然银及汞银矿。矿石的矿物嵌布特征复杂,粒度偏细,硫化物紧密连生;矿物单体解离测试表明,当磨矿细度为-0.074 mm占90%时,各主要硫化物均能较充分解离,有利于有价元素的综合回收利用。  相似文献   

7.
由于高镍铜阳极泥是典型的难处理铜阳极泥,故以高镍铜阳极泥为原料,考察了温度、时间、液固比等因素对贱金属硒、铜和镍脱除效果的影响.研究结果表明,经过两次焙烧和浸出,可脱除995%的硒、997%的铜、9335%的镍和浸出9876%的银,且金从193g·t-1富集到1820g·t-1,增加了8~9倍.第一段焙烧和浸出条件:温度650℃、焙烧时间1h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、浸出时间1h、液固质量比6.第二段焙烧和浸出条件:焙烧温度500℃、焙烧时间3h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、液固质量比6、浸出时间1h.经过预处理之后,阳极泥的量减少为原来的1126%,大大提高了后续回收工序中的设备处理能力.  相似文献   

8.
NaOH-Na_2S熔盐法处理分银渣   总被引:1,自引:0,他引:1  
采用NaOH-Na2S熔盐体系处理分银渣,并对熔炼过程进行研究,考察碱渣比、盐渣比、熔炼温度和熔炼时间对金属元素锑、锡、砷的分离以及对铅、铋、金、银富集效果的影响。研究结果表明:熔炼的优化条件为:碱渣比和盐渣比分别为0.4和2.0,熔炼温度500℃、熔炼时间60 min。在此优化条件下,熔炼产物经浸出后,金属元素锑、锡和砷浸出率分别达到87.7%,95.5%和63.0%,铅、铋、金和银不浸出,富集到浸出渣中。  相似文献   

9.
本文根据0.2米~2的沸腾焙烧炉对铜、铅、锌复合硫化精矿的氧化焙烧和硫酸化焙烧的试验数据,进行了化学平衡计算、分析;提出了实现含铅高的复合硫化精矿高温氧化焙烧的正常作业条件;对下一步的铜、铅、锌分离进行了探讨;并参考文献资料,提出了有关复合硫化精矿直接熔炼的可行途径。  相似文献   

10.
介绍了氯化铵-氨配合浸出法直接从氧化锌矿提取锌新工艺.该工艺采用氯化铵-氨水溶液作浸出剂,使之与氧化锌矿反应得锌氨配合离子,在浸出的同时将杂质砷、锑、铁、硫酸根和碳酸根除去.实验结果表明时间、液固比对锌浸出率影响显著,而温度对锌浸出率影响不大;在综合浸出条件下,锌浸出率大于68%,氨溶锌浸出率大于93.88%(质量分数);胶体吸附除砷、锑效果明显,浸出液中砷、锑质量浓度可降至0.25mg·L  相似文献   

11.
在热分析的基础上对吉林某浮选银精矿的预处理过程进行了研究。研究了焙焙烧温度、焙烧时间奶对金精矿中硫,碳脱除率的影响,着重研究了有添加剂存在时焙烧工艺条件对银精矿焙砂的金银提取性能的影响,并了添剂在硫酸化焙烧过程中的作用。试验结果表明:有添加剂存在时的焙少经稀硫酸预浸,其预浸渣于用硫脲法或氰化法浸金时,其金的浸率将大于95%,争遥总浸出率也分别达95%  相似文献   

12.
对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.  相似文献   

13.
为降低独居石分解工艺的加碱量,并提高独居石分解率,本研究在NaOH-Ca(OH)2体系中对独居石精矿进行焙烧分解,采用XRD对焙烧产物进行物相分析,并结合焙烧矿中稀土元素在盐酸中的浸出率判断独居石分解效果.实验分别研究了NaOH添加量、Ca(OH)2添加量、焙烧温度以及焙烧时间对独居石精矿分解的影响.结果表明,在NaOH-Ca(OH)2体系中,独居石精矿分解的最佳工艺条件:NaOH添加量为25%,Ca(OH)2添加量为20%,焙烧温度为800℃,焙烧时间为1.5h.该焙烧条件下独居石全部分解为稀土氧化物,浓盐酸对稀土浸出率可达到98%左右.与现有工业生产工艺相比,本研究工艺中碱添加量降低55%左右,独居石分解率提高2%左右.  相似文献   

14.
高铝硅氰化渣中铁回收工艺   总被引:1,自引:0,他引:1  
研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。  相似文献   

15.
根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10~11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.  相似文献   

16.
通过模拟实验结合X射线荧光光谱仪(X-ray fluorescence spectrometer,XRF)、电感耦合等离子光谱发生仪(inductively coupled plasma spectrometer,ICP)及矿物解离分析仪(mineral liberation analyser,MLA)等研究了钼精矿焙烧处理流程中多种杂质元素间的相互作用,在MLA对物相定量分析的基础上,采用Factsage7.0软件分析了钼精矿焙烧过程中不同杂质元素反应进行的热力学条件。结果表明:杂质元素在钼精矿及后续处理流程中的分布存在明显的粒度偏析,主要表现为K、Si等杂质更多以大分子量的矿物形式赋存在较粗粒度的钼精矿中,而Fe、Ca、Cu等杂质则更多以FeS2、CaSO4、CuFeS2等小分子量的化合物形式赋存在较细粒度的钼精矿中。FeS2、CaSO4和SiO2等杂质会在高温焙烧过程中与MoO3形成致密度较高的混合物,降低Mo的浸出率。云母在钼...  相似文献   

17.
机械活化及其在湿法炼锌中的应用   总被引:1,自引:0,他引:1  
本文首先概述矿物机械活化的基本原理及其对矿物强化作用。然后对其在湿法炼锌中的硫化锌精矿焙烧、锌焙砂浸出、硫化锌精矿直接浸出等方面应用取得进展进行综述。  相似文献   

18.
对难以分选的铜、铝、锌复合矿,可经混合浮选,得到多金属混合精矿后,再用冶炼方法分离提取各种金属,以实现矿产资源的综合利用。本文论述了选择性硫酸化焙烧及选择性浸出的物理化学,为选、冶结合处理多金属复合矿提供了理论依据。  相似文献   

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