田菁胶助浸低品位风化壳淋积型稀土矿研究

针对低品位风化壳淋积型稀土矿渗透性存在的问题,采用田菁胶作助浸剂,利用其促渗性能来提高风化壳淋积型稀土矿浸取效率,通过试验考查了田菁胶浓度、浸取剂浓度、浸取流速、浸取固液比对稀土浸取效果的影响.结果表明,田菁胶助浸使稀土的浸取率由87.05%提高至94.17%,同时还减少32.56%浸取剂用量,有效地提高了风化壳淋积型稀土矿的浸取效率.

湖北省某石煤钒矿的提钒工艺

针对湖北省某石煤钒矿,通过单因素条件试验确定"空白氧化焙烧-硫酸浸出提钒工艺"的较佳工艺参数。试验结果表明,在焙烧温度为700℃,焙烧时间1 h,硫酸用量为30%,助浸剂A用量为3%,矿物粒度-74μm 95%,浸出温度为85℃、浸出时间为2.5 h、液固比为1.5∶1的条件下,钒的浸出率可达96.30%。

柠檬酸助浸效果研究

研究了助浸剂柠檬酸的助浸效果及其作用机理。研究结果表明 ,柠檬酸的分散、除杂及螯合作用有助于金的氰化浸出。氰化浸出时加入助浸剂柠檬酸可缩短浸出时间 70 % ,降低氰化物用量 1/ 3。

某含砷锑碳金精矿氰化试验研究

某含砷锑碳金精矿,用助浸剂处理8-10h后,在加入活化剂条件下氰化,金的氰化浸出率从70%提高至92.3%左右,浸出速度也得到提高。

超细磨—树脂矿浆法从黄铁矿烧渣中回收金的研究

研究了超细磨—树脂矿浆法从黄铁矿烧渣中提金新工艺。以氧化铝球为研磨介质 ,考察了磨矿粒度、液固比、磨浸时间、助磨剂、助浸剂等因素对浸出效果的影响。以AM - 2Ь树脂为吸附剂、弱酸性硫脲为解吸剂从氰化矿浆中回收金。分别用静态法、动态法考察了时间、温度、酸度、流速等因素对AM - 2Ь树脂吸附金和解吸金的影响。研究结果表明 ,在适宜的条件下 ,金的回收率可达 85 %。

电解锰浸出液的助沉作用研究

对电解锰中性和酸性浸出液中的锰渣进行粒度组成、Zeta电位和润湿性的分析,了解到中性和酸性浸出液中的锰渣粒度小,Zeta电位较大,锰渣表面亲水,导致了浸出液难沉降的特性。因此选择硫酸铝、聚氯化铝和阳离子1500万、阴离子2100万、非离子1500万聚丙烯酰胺5种药剂作为助沉剂,进行中性和酸性浸出液的沉降试验,试验结果表明,浸出液中加入硫酸铝和聚氯化铝,效果不明显,加入聚丙烯酰胺,沉降速度明显提升,上清液吸光度增大。在3种聚丙烯酰胺中,阳离子和非离子聚丙烯酰胺效果最好,所以阳离子和非离子聚丙烯酰胺可以作为电解锰浸出液的助沉剂。

从含铜金精矿中提取金、银氰化工艺试验研究

进行了从含铜金精矿中提取金银的氰化浸出工艺试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时加入助浸剂SD和调整剂SN调节浸出液的pH,能够提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化浸出法相比,金、银的浸出率分别提高了30.42%和17.36%,经济效益显著,对于中小黄金矿山具有推广价值。

氨-铵盐及助浸剂对异极矿中锌浸出的影响

为实现氧化锌矿中异极矿的有效浸出,采用[NH_3]、[NH_4^+]浓度相同的NH_3-NH_4Cl、NH_3-(NH_4)_2SO_4和NH_3-(NH_4)_2CO_3的水溶液分别作为浸出剂,在相同的浸出工艺条件下浸出异极矿中的锌,铵盐对锌浸出率影响由大到小顺序为:NH_3-(NH_4)_2SO_4>NH_3-NH_4Cl>NH_3-(NH_4)_2CO_3。通过试验研究了浸出工艺条件对NH_3-(NH_4)_2SO_4溶液浸出异极矿的影响,在总氨浓度为8.5 mol/L、[NH_3]/[NH_4^+]浓度比为1、温度45℃,搅拌速率为300 r/min、浸出1 h的较优工艺条件下,异极矿中锌浸出率为86.0%。此外,在NH_3-(NH_4)_2SO_4溶液中分别添加一定量的ChCl-Urea DES和乙二胺作为助浸剂,相同浸出工艺条件下,可使异极矿中锌的浸出率分别提高至92.0%和97.7%。

从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究

焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣 (后简称细菌氧化氰化尾渣 )分别与助浸剂一起细磨 10～ 30min后 ,在选择条件下进行常规氰化浸出 ,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1～ 3g/t下降到 0 .3～ 0 .5g/t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从 3～ 11.2g/t下降至 0 .5～ 1.1g/t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达 90 %～ 95 %。

提高某选矿厂金回收率的试验研究

针对某选矿厂金浸出率偏低的问题,对该厂原矿性质进行研究,确定了影响金浸出率的主要原因为原矿件铜、硫等耗氰元素含量偏高。通过该厂一段氰化浸出流程,分别对氯化钠用量、氰化时间、矿浆浓度、助浸剂种类和用量等影响因素进行了试验研究。研究结果表明,增加氯化钠用量或添加助浸剂可有效提高金浸出率,降低氰化尾渣中的金含量。在综合考虑现场具体情况的基础上,采用增加氯化钠用量的措施再次进行工业试验。试验结果表明,当氯化钠用量由原来的500 g/t增加至900 g/t时,金浸出率可达89%,比原指标提高了17%左右,金浸出率及尾渣金品位可连续、稳定达标。

难选氧化金矿氰化助浸试验研究

甘肃某金矿中金属矿物含量较少,以褐铁矿、黄铁矿为主,脉石矿物主要有石英、粘土矿物等。探索试验表明氰化浸出获得指标明显优于浮选、重选法。采用助浸剂可以提高金的氰化浸出率,其中混合助浸剂HZ可同时降低氰化钠用量,缩短浸出时间。采用优化工艺条件,在磨矿细度-74μm占90%,石灰用量3000 g/t,矿浆浓度40%,混合助浸剂HZ用量为150 g/t,氰化钠用量200 g/t,搅拌时间6 h,金的浸出率为96.8%。

钒钛磁铁矿尾矿中钪的直接酸浸试验研究

陕西洋县毕机沟钒钛磁铁矿尾矿中氧化钪含量为97.08 g/t,为了充分回收这部分稀土资源,通过直接酸浸对钪进行浸出,系统研究了酸的种类及用量、助浸剂种类及用量、浸出温度、浸出液固比、浸出时间以及入料细度对钪浸出效果的影响。结果表明:不添加助浸剂的情况下,硫酸、盐酸、硫酸+氢氟酸、盐酸+氢氟酸对尾矿中钪的浸出效果均很差,但盐酸的浸出率较硫酸高,在盐酸体系下添加2^(#)助浸剂能够显著提高钪的浸出率;将尾矿磨矿至-0.075 mm占80%的细度,在2^(#)助浸剂用量15%、盐酸浓度6 mol/L、液固比3∶1、浸出温度90℃、浸出时间6 h的最佳条件下,钪浸出率达89.53%。该直接酸浸工艺对钪的浸出率高,且可操作性比较强,能够促进从尾矿中回收钪的发展。

金矿氰化浸出强化技术研究

本文分析研究了氰化浸出理论，从助浸剂、浸出设备、浸出工艺等方面总结了金矿氰化浸出强化技术的研究现状，提出了金矿氰化浸出强化技术的发展方向。

复合型助浸剂对钒浸出率的影响

从难处理的云母类石煤中提钒,只使用硫酸浸出钒,浸出率较低.在酸浸液中添加助浸剂A或B有助于提高钒的浸出率;添加复合型助浸剂AB可大幅提高钒的浸出率,钒浸出率可达83.96%.这种高效浸钒新技术已在国内一些提钒企业得到应用,并获得良好的经济效益.

老挝某难浸金矿石环保浸金实验研究

老挝某金矿矿石类型为蚀变岩型,金为矿石中唯一可回收元素,金属矿物主要为铁的硫化物,部分金包裹在硫化物中,属于较难处理金矿石。针对该矿石开展环保浸金剂浸金实验,获得较佳工艺参数为:原矿金品位为5.47 g/t,磨矿细度-0.074 mm含量90%,矿浆浓度40%,石灰用量3000 g/t,铁氰化钾助浸剂用量600 g/t,碱和助浸剂预处理2 h,金蝉浸金剂用量3000 g/t,浸出时间32 h,金浸出率可以达到93.97%以上。验证实验表明,在较佳工艺条件下,金的浸出率较稳定。

炼铁除尘灰助浸除盐试验研究

通过添加助浸剂,浸出除尘灰中的可溶性盐类,使K+、Na+浸出率分别达到81.95%和72.45%,料浆中Cl-含量降至0.4g/L。滤饼重新造浆后再选,可改善铁、碳产品的分选指标,解决了可溶性盐类腐蚀设备、干扰分选等问题,提高了二次资源的利用率。

金矿助浸提金工艺研究

根据金矿氰化浸出的特点 ,研究了助浸提金工艺 ,考察了助浸提金工艺各影响因素。研究结果表明 ,采用助浸提金工艺 ,可改善浸出环境 ,提高金的浸出率 ,降低氰化物用量 。

氨基磺酸对次氯酸盐漂白的影响

试验研究了在次氯酸钠漂白硫酸盐阔叶木浆时、氨基磺酸对次氯酸盐漂白的影响，结果表明：添加漂率２％～３％的氨基磺酸，可将漂白温度提高到６０℃、漂白时间在３０～４０ｍｉｎ，可获得纸浆白度近６０％。本方法可将漂白的时间较常规温度下漂白所需时间缩短４０％～６０％．有利于提高漂白机的生产能力、并且可使纸浆铜价上升值低于常规漂白方法的铜价上升值。在有效的防止纤维过分降解、提高纸浆强度的同时．提高漂白得率．可降低漂白浆的成本、提高经济效益。

缅甸某金矿浸出试验及机理分析

缅甸某金矿含金品位为3.29g/t,金主要以独立矿物的形式赋存于银金矿中,少数以类质同象或超显微包裹的形式赋存于黄铁矿、方铅矿、闪锌矿、黄铜矿中,脉石矿物主要有钾长石、石英、白云母、绿泥石、黄铁矿等。该矿石中的铜、铅、锌等有色金属元素以及砷等有害元素含量低且无综合回收价值,但由于金的嵌布粒度粗细不均且存在包裹金的现象,原矿直接浸出或粗磨浸出效果不佳。在工艺矿物学研究的基础上,本文考查了磨矿细度、浸金剂种类、浸金剂绿金用量、助浸剂、固液比、浸出pH值、浸出时间等对金浸出的影响,结果表明,通过细磨和添加助浸剂强化浸出可以提高金的浸出率。在磨矿细度–0.074mm 91.13%,浸出pH值12,绿金用量2000g/t,搅拌转速400r/min,浸出时间12h的试验条件下,金的浸出率为87.93%;添加助浸剂硝酸铅预处理2h,同样浸出条件下金的浸出率可提高到90.03%,硝酸铅的助浸作用主要表现为微电池效应、化学沉淀和钝化膜溶解等。

敦煌石煤空白焙烧-酸性浸出的工艺研究

在石煤钒矿中，冶炼方法的选择关键是由钒在该类矿石中的赋存状态决定的。要将钒浸出，首先必须破坏晶格结构，使赋存在晶格结构中的钒释放出来。在焙烧过程中采用不同的控温制度，使焙烧脱碳阶段在550℃时保持30min，氧化阶段在850℃时保持40min，不但脱碳彻底，而且提高了钒的转浸率。在浸出过程中添加助浸剂B，控制酸浓度20％、助浸剂用量B2％、液固比2：1、温度90℃、浸出时间12h，可使转浸率高达85％以上。此方法适合空白焙烧、钠法焙烧、钙法焙烧、钡法焙烧等焙烧工艺产生的焙烧球，尤其适合于V（Ⅲ）达80％～90％及以上的矿物以及矿物颗粒极细微、嵌布关系复杂的钒云母矿物。