一种回收难处理金精矿酸浸液中铜、锌的方法

    公开(公告)号:CN116103493A

    公开(公告)日:2023-05-12

    申请号:CN202310087817.6

    申请日:2023-02-09

    摘要: 本发明提供了一种回收难处理金精矿酸浸液中铜、锌的方法,对湿法金精矿处理酸浸液中富集的主要杂质元素铜、锌进行分离,采用“疏水性功能化离子液体+二(2‑乙基己基)磷酸酯(P204)+有机溶剂”复合萃取剂,通过离子液体功能基团络合作用、分子间相互作用及溶剂萃取等多种协同作用使铜、锌离子快速相转移,实现复杂强酸性溶液体系中铜、锌离子的高效萃取回收,该方法涉及的工艺简单、能耗低、废液产生少、过程绿色,这不仅降低了实际生产成本,也实现了资源的充分利用,具有一定的社会效益和经济价值。

    一种回收酸浸液中铜、锌、砷的方法

    公开(公告)号:CN111118288A

    公开(公告)日:2020-05-08

    申请号:CN202010213117.3

    申请日:2020-03-24

    摘要: 本发明涉及一种回收酸浸液中铜、锌、砷的方法,涉及金精矿冶炼领域。将酸浸液中的主要杂质元素铜、锌、砷分离,既变成产品,具有一定的经济价值,又降低了生产成本,实现资源充分利用,增加公司整体经济效益。本发明针对酸浸液中杂志元素富集问题,对酸浸液进行处理,回收有价金属的同时也降低了后序的生产成本,实现效益最大化。实现了砷渣和石膏渣的高效分离,砷渣返回两段焙烧系统回收三氧化二砷,石膏渣外售,满足国家环保政策。

    一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法

    公开(公告)号:CN113798049A

    公开(公告)日:2021-12-17

    申请号:CN202110851166.4

    申请日:2021-07-27

    IPC分类号: B03B9/00

    摘要: 本发明公开了一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法,涉及湿法冶金领域。通过选冶联合工艺,将尾渣中残余的氰根以及硫化矿物表面的氧化膜通过湿法预处理后采用浮选工艺进行金和锑的富集,选出的精矿先经湿法脱锑工艺回收锑,脱锑后的金精矿再采用火法冶炼工艺回收金。实现含金含锑氰化尾渣中的金和锑的综合回收。

    一种均相液液萃取回收高砷金精矿浸出液中金银的方法

    公开(公告)号:CN116397099A

    公开(公告)日:2023-07-07

    申请号:CN202310087818.0

    申请日:2023-02-09

    IPC分类号: C22B3/36 C22B3/06 C22B11/00

    摘要: 本发明提供了一种均相液液萃取回收高砷金精矿浸出液中金银的方法,对湿法金精矿处理浸出液中富集的主要元素进行分离,实现从杂质离子共存的多金属酸性溶液体系中高效、高选择性的分离回收金银。采用上临界溶液温度型功能化离子液体(UCST‑ILs)构建均相液‑液萃取体系,通过温度变化促进离子液体中所含阴离子、阳离子与水之间氢键的形成和断裂,从而氢键的数量和强度来影响其溶液状态,实现均相和两相之间的可逆转换。采用的UCST‑ILs具有较高的耐酸性,通过该UCST‑ILs可以有效避免液液两相分离过程中高粘度导致的传质限制和过高的离子液体用量的弊端。本发明所涉及的工艺简单、能耗低、废液产生少、过程绿色。

    一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法

    公开(公告)号:CN113798049B

    公开(公告)日:2023-02-10

    申请号:CN202110851166.4

    申请日:2021-07-27

    IPC分类号: B03B9/00

    摘要: 本发明公开了一种含金含锑氰化尾渣综合回收方法,涉及湿法冶金领域。通过选冶联合工艺,将尾渣中残余的氰根以及硫化矿物表面的氧化膜通过湿法预处理后采用浮选工艺进行金和锑的富集,选出的精矿先经湿法脱锑工艺回收锑,脱锑后的金精矿再采用火法冶炼工艺回收金。实现含金含锑氰化尾渣中的金和锑的综合回收。

    一种含碳金精矿两段焙烧渣选碳方法

    公开(公告)号:CN107199116B

    公开(公告)日:2023-01-20

    申请号:CN201710432343.9

    申请日:2017-06-09

    摘要: 一种含碳金精矿两段焙烧渣选碳方法,其特征是采用如下步骤:步骤一:将焙烧渣先放入酸浸槽进行酸浸处理,使焙烧渣中的铜元素进入液相;步骤二:将酸浸完毕的焙烧渣放入碳浮选工艺系统,添加煤油与2#油,浮选机充气搅拌进行选碳;步骤三:将焙烧渣在浮选机内进行第一次粗选;步骤四:将粗选后的焙烧渣进行两次精选,所述精选后的精矿为碳精矿,经防腐压滤机压滤脱水后单独堆放;步骤五:将精选后的焙烧渣进行四次扫选,将第四次扫选尾矿经渣浆泵输送至酸浸浓密机,进入后续氰化工艺所述总体浮选时间为0.5‑1小时。本发明极大的利用了原有的工艺条件与设备,对原有系统的工艺改动小,焙烧渣经选碳工序后碳含量明显降低,提高了氰化过程金的回收率。