张艮林[1]2003年在《绿色环保技术浸出难处理金银矿石的试验与机理研究》文中认为作为一种重要的非氰提金方法，硫代硫酸盐法浸出金银具有速度快、无毒、对杂质不敏感以及浸出指标高等优点，并日益受到人们的重视。但硫代硫酸盐法浸金仍然存在一些不可忽视的问题：①大多数浸出实践中都需加热，且温度区间较窄，在工业生产上难以有效控制。②硫代硫酸盐耗量大，成本高。因此，探讨常温常压下的优化浸金工艺以及如何尽量降低硫代硫酸盐的耗量是硫代硫酸盐法浸金工艺研究的重要内容，也是一个非常有意义的方向。 论文通过条件探索试验发现，在常温常压下，液固比、浸出时间、S_2O_3~(2-)浓度、SO_4~(2-)浓度、Cu~(2+)浓度、SO_3~(2-)用量以及添加NH_3·H_2O与否都会影响金的浸出率。最后结合硫代硫酸盐法在技术和经济上的可行性，确定了最佳工艺参考条件：液固比3：1，pH=9.70，浸出时间4～6h，Na_2S_2O_3·5H_2O 65g／l(即0.262M S_2O_3~(2-))，(NH_4)_2SO_4 30g／l(即0.227M SO_4~(2-))，Na_2SO_3 30g／l(即0.238M SO_3~(2-))，根据矿石含铜量多少适量添加甚至不加Cu~(2+)，在保证总氨浓度不过量的情况下应适量添加NH_3·H_2O。 我们站在一个全新的角度，分别从模拟浸出环境和实际浸金过程两个方面比较全面地探索了硫代硫酸盐的消耗规律，研究了各种工艺参数如pH、搅拌速度、Cu~(2+)和氨等对硫代硫酸盐稳定性的影响，也研究了添加不同药剂和几种金属离子对硫代硫酸盐的影响，最后探讨了浸出、置换和静置过程中硫代硫酸盐的消耗规律。 在前人研究的基础上，结合自己对试验现象和试验过程的掌握，论文进一步明确了硫代硫酸盐浸金的机理，对一些模糊的认识给出了相对明确的解释和分析，而且我们首次进行了硫代硫酸盐浸金过程的热力学判据的推导，认为只要所用氧化剂的氧化电位φ_1＞-0.128V，硫代硫酸盐浸金反应在热力学上就能够发生；同时也提出了硫代硫酸盐浸金的平衡常数判据：lgK_(298)~θ=16.935n(φ_1+0.128)。这些工作为今后硫代硫酸盐法浸金工艺和机理的进一步研究提供了非常有价值的参考。
邓强[2]2007年在《从安徽某磁选厂尾矿中回收铜及硫代硫酸盐浸金试验研究》文中认为本课题针对安徽某磁选厂尾矿进行了铜综合回收及硫代硫酸盐浸金试验研究。该磁选厂尾矿储量巨大，尾矿中铜、金含量较低。金多为不规则粒状分布在黄铁矿裂痕中，个别分布在绿帘石与黄铁矿接触部位；铜矿物主要为黄铜矿，呈不规则粒状、多角状分布，大部分黄铜矿较纯净，其中不含其他矿物，部分黄铜矿裂痕较为发育，裂痕中多被脉石矿物充填，黄铜矿有两种分布形态：(a)呈独立单晶分布；(b)分布在黄铁矿中。该磁选厂尾矿实现铜综合回收及硫代硫酸盐浸金是一大难点，目前国内外对磁铁矿尾矿中铜进行综合回收研究的报道也较少。针对该厂难选尾矿，进行了包括该厂尾矿样工艺矿物学、选矿工艺试验及硫代硫酸盐浸金工艺试验等一系列试验研究，并获得以下主要成果：(1)查明该磁选厂尾矿为含金硫化矿，金属矿物主要有黄铁矿、黄铜矿，少量的磁铁矿、赤铁矿、白铁矿，微量的磁黄铁矿、自然金等；脉石矿物主要有石英、方解石，少量的石榴子石、绿帘石、长石、云母。对主要有用矿物组分含量、结晶粒度、嵌布关系和分布规律等有了比较清楚地认识。对该矿样而言，可利用金属为铜、金，硫可作为附属产品综合回收。(2)针对尾矿矿样性质，找到了综合回收铜的选矿工艺流程：铜硫混浮—铜硫混精再磨一铜硫分离。根据彭会清教授提出的中矿选择性分级磨矿理论，铜硫分离时，中矿除铜硫分离扫二精矿顺序返回外，其余中矿都返回磨矿再磨，形成大循环闭路流程，大大提高了浮选技术指标。通过试验研究最终获得：铜精矿铜品位22.13％，回收率81.88％；硫精矿硫品位46.58％，回收率78.47％；硫精矿中金含量3.38g／t，金回收率91.70％的好指标。(3)采用绿色环保的硫代硫酸盐法浸金工艺。通过试验研究找到了从含金硫精矿中浸金的最佳工艺条件：常温常压、矿浆液固比3∶1、硫代硫酸钠75g／L、(NH_4)_2SO_4 50g／L、CuSO_4 5g／L、pH=9.5(氨水调节)、浸出时间4小时。最终从含金硫精矿中浸金，金浸出率达到90％以上的好指标。本研究对安徽某磁选厂尾矿中铜、金综合回收，提供了技术上可行、经济上合理的工艺流程和工艺条件。同时，本研究对同类型选矿厂尾矿二次综合开发利用具有一定的指导意义。
钟名清[3]2014年在《[Bmim]HSO_4离子液体—硫脲体系浸取银精矿研究》文中研究表明硫脲浸银法因具有浸出速率快，对杂质不敏感等特点，逐渐受到广大无氰工艺研究者的关注，被认为是最有前途的一种无氰工艺，但该工艺针对含铜银精矿存在着浸出率低、药剂消耗量大等缺点。离子液体作为一种新型的绿色溶剂，具有无蒸汽压、溶解性可调等优良性质。[Bmim]HSO4离子液体曾成功的提高了金银矿石的浸取率，进一步深入研究[Bmim]HSO4与硫脲的复合体系中含铜特别是高铜银精矿的浸出行为和机理对于提高银矿资源及银二次资源的利用水平具有重要意义。论文以硫化银为原料，分别研究了[Bmim]HSO4离子液体—硫脲和硫酸—硫脲浸出体系中硫脲浓度、氧化剂浓度、浸出时间、pH值对银浸出率的影响。研究结果表明，对于[Bmim]HSO4离子液体—硫脲浸取体系，最佳的工艺条件为[Bmim]HSO4浓度0.05mol/L，硫脲浓度0.20mol/L，Fe2(SO4)3浓度2×10-3mol/L，浸出时间32h，此时银浸出率为98.5%；对于硫酸—硫脲浸出体系，最佳的工艺条件为H2SO4浓度0.05mol/L，硫脲浓度0.20mol/L，浸出时间24h，Fe2(SO4)3浓度4×10-3mol/L，此时银浸出率为92.1%；[Bmim]HSO4离子液体—硫脲浸出体系比硫酸—硫脲浸出体系银的浸出率高6.4个百分点。在硫化银浸出试验的基础上，论文对硫化银与黄铜矿混合矿进行了在两组浸出体系中各浸出条件对银浸出率的影响条件试验，并将两组浸出体系的浸出效果进行了比较。研究结果表明，[Bmim]HSO4浓度(pH)、硫酸浓度、硫脲浓度、Fe3+浓度、硫化银中含铜量等都会影响银的浸出率。在最优的工艺参数下，[Bmim]HSO4离子液体—硫脲和硫酸—硫脲浸出体系中银的浸出率分别为92.58%和80.74%，比较之下，[Bmim]HSO4离子液体—硫脲浸出体系比硫酸—硫脲浸出体系银的浸出率高11.84个百分点。[Bmim]HSO4离子液体—硫脲和硫酸—硫脲两组浸出体系应用于某浮选银精矿，各浸出条件对浸出结果的影响与纯矿物试验类似，经工艺条件优化，分别得到85.28%和72.16%的银浸出率，浸出率高出13.12个百分点。可见[Bmim]HSO4—硫脲浸出体系更能适用于实际银精矿的浸出，是一很有前途的绿色浸银体系。论文通过X射线衍射(XRD)、电子扫描电镜和X射线能谱等分析测试手段对[Bmim]HSO4硫脲溶液中银的溶解机理及[Bmim]HSO4强化硫脲浸银的机理进行了研究。结果表明银在[Bmim]HSO4硫脲溶液中的溶解过程与传统硫酸—硫脲体系类似，浸出效果更好可能与浸出剂硫脲及浸出产物Ag(CSN2H4)3+在该环境中具有较好的稳定性有关。
杨玮[4]2011年在《复杂难处理金精矿提取及综合回收的基础研究与应用》文中研究表明目前,合理、高效、环保地开发利用难处理金矿资源己成为世界各产金国面对的主要技术问题,本文针对高铜含碳及含砷两种主要难处理金精矿,重点开展了高铜含碳金精矿添加助浸药剂强化浸出、氰尾浮选综合回收、生物氧化砷黄铁矿电化学、细菌氧化浸矿动力学及含碳高砷金精矿的预氧化提金等方面的试验研究,并在试验研究的基础上实施推广和工程化实践。高铜含碳金精矿的直接氰化浸出研究,研究了磨矿细度、浸出时间、氰化纳浓度、矿浆中溶解氧浓度和氧化铅用量等影响因素对金的浸出率和氰化钠消耗的影响,对常规浸出72h,金的浸出率和氰化钠单耗分别为89.48%和15.58kg/t的金精矿(含Cu2.28%),采用20mg/L氧溶解浓度和4kg/t氧化铅用量强化浸出48h,即可获得98.08%的金浸出率和5.60kg/t的氰化钠单耗指标,试验表明：富氧添加氧化铅强化处理高铜含碳金精矿,能有效抑制铜的浸出溶解和减少或消除碳对已浸出金的吸附,降低氰化钠的消耗量,可以显着强化氰化浸金效果。对多金属含硫金精矿直接氰化的浸渣,在考虑实施生产废水零排放的基础上,采用优先混浮分离后再分别进行铜铅分离和铅锌分离的技术路线综合回收铜铅锌等有价组分,试验表明：在利用贫液调浆的氰渣浮选综合回收中,游离氰根浓度和游离氧化钙浓度降低很快,保持二者浓度稳定有利于浮选分离,同时要充分考虑氰化体系中各重金属离子及其络合物对浮选的影响,依据要回收目的矿物选取合适的药剂制度和流程,在铜铅或者铅锌分离中,优先浮铅工艺更容易实现。通过考察TCJ混合菌种生长所需的适宜温度、pH值及有害离子耐受能力,研究其生长习性表明：该浸矿菌种可在33～45℃和pH值为0.8-1.8的范围内生长,最佳生长温度和pH值为40℃和1.5,对有害离子Cu2+Cl-及As3+的耐受极限浓度为10g/L、5g/L和3g/L,按照逐级放大的原则,重点对其耐氯能力和耐砷能力进行驯化,在金精矿氧化矿浆中TCJ菌耐受C1-浓度的临界值是2.7g/L,耐受矿浆中液相砷浓度的最高值为15g/L,可以处理含砷量在12%以下的金精矿,较好地提高了其活性和抗毒性能,为含砷难处理金精矿生物预氧化生产实践提供性能优良的浸矿复合型工程菌。利用线性扫描电化学测试技术,对砷黄铁矿在无菌和有菌的酸性介质中的氧化机理、电化学动力学及浸矿动力学进行研究,研究表明细菌的存在强化了阴极作用和砷黄铁矿与其它硫化矿物间的原电池效应,加速分解砷黄铁矿氧化过程产生的中间相,促进砷黄铁矿的氧化；在有菌9K培养基体系中,随着温度的升高,砷黄铁矿的腐蚀电位、阳极斜率、阴极斜率和极化电阻均降低,腐蚀电流密度增加,砷黄铁矿在温度高的体系中更容易被氧化腐蚀溶解；pH值在1.5-2.0区间变化时,砷黄铁矿电化学动力学参数变化不大,有利于细菌的生长繁殖和砷黄铁矿的稳定氧化,通过控制适宜的pH值,可以减少氧化体系中砷铁酸盐、铁的氢氧化物及单质硫的形成,提高砷黄铁矿氧化效果；电化学动力学和浸矿动力学研究表明,细菌的间接氧化机理在砷黄铁矿的氧化过程中发挥主导作用,含砷金精矿细菌氧化浸出动力学过程受固体产物层内扩散控制。通过对含碳高砷难处理金精矿细菌预氧化-氰化提金条件试验研究,优化氧化预处理和氰化浸出的工艺条件参数。对含碳高砷金精矿氧化预处理9d后,砷、铁及硫的脱除率分别达到95.77%、95.25%和86.64%,试样失重率为26.48%,氧化渣氰化浸出36h后,金和银的浸出率分别达到了95.68%和75.64%,比未经氧化预处理的金精矿常规氰化浸出72h的金、银浸出率分别提高了78.14%和24.71%,因此细菌氧化预处理不仅可以显着提高含碳高砷难处理金精矿的氰化浸出指标,而且还会大大缩短氰化浸出周期。采用富氧添加氧化铅氰化处理高铜含碳金精矿的工业化生产实践中,金的浸出率由常规氰化的88.56%提高到97.53%,氰化钠单耗由常规氰化的19.86kg/t降到11.68kg/t,在提高技术经济指标的前提下,有效生产能力由常规氰化的53.19t/d提高至72.8t/d,证明该工艺能有效提高金的浸出率,降低氰化钠单耗,缩短浸出时间,扩大生产能力。氰渣浮选综合回收生产实践表明,利用浮选的方法综合回收氰渣中铜铅锌是可行的,适宜的作业条件下能够生产出合格的精矿产品,但必须根据氰渣的特性及成分组成,充分考虑各组分受氰化物抑制程度的差异,选择适合的浮选工艺,原则上采用优先浮铅工艺,同时须密切关注和控制产品中元素互含超标的问题,否则会因为杂质超标降低品级销售而大大影响产品质量和企业的效益。含砷金精矿细菌预氧化提金工程化实践表明,TCJ菌可以用来直接氧化处理含砷量高达8%的难处理金精矿,对于含砷高达21.89%的难处理金精矿,通过配入一定比例的低砷碳酸盐型金精矿,使给矿铁砷摩尔比在4.6～5.2之间,高砷金精矿的铁、砷氧化脱除率分别由6.14%和7.38%提高到89.90%和93.60%,金、银浸出率分别由64.18%和35.93%提高到97.78%和88.83%,改善细菌氧化和浸出效果显着。本论文的研究为高铜含碳和含砷难处理金精矿的直接氰化浸出和生物预氧化—氰化浸出提供了理论和技术上的指导。
高鹏[5]2017年在《硫代硫酸盐浸出贵州卡林型金矿的实验研究》文中指出随着金矿资源的大规模开采和利用,易选冶的金矿资源已基本枯竭,难浸金矿成为了当今黄金工业的主要资源。卡林型金矿是贵州的优势资源,金主要以包裹在黄铁矿和毒砂中的微细粒金形式存在,氰化浸出前需要预处理才能满足工业要求,因此考虑非氰化法对其一步浸出。硫代硫酸盐法是非氰浸金中最环保高效的浸金方法之一,但针对贵州高硫高砷的卡林型金矿研究还不是很多,尤其是使用en代替氨水的Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金体系更是鲜有报道。以贵州卡林型金矿为研究对象。在热力学和稳定常数理论基础上,通过单因素和正交实验研究了各因素对金浸出率的影响规律,找出了最优浸出条件为:Cu~(2+)浓度0.01mol/L,Na_2S_2O_3浓度0.3mol/L,en浓度0.06mol/L,液固比4:1配制浸出液,40℃下浸出4h,浸出率可达77.781%;采用XRD对最优条件浸出渣进行图谱分析,图谱中出现了Fe S和Fe_2O_3的衍射峰,说明了浸出过程中黄铁矿分步氧化规律。通过理论分析和实验研究,说明了Cu~(2+)-en-S_2O_3~(2-)浸金体系一步浸出我省卡林型金矿是基本可行的,并且揭示了硫代硫酸钠浸金是氧化剂与络合剂协同作用的浸金原理。
参考文献：
[1]. 绿色环保技术浸出难处理金银矿石的试验与机理研究[D]. 张艮林. 昆明理工大学. 2003
[2]. 从安徽某磁选厂尾矿中回收铜及硫代硫酸盐浸金试验研究[D]. 邓强. 武汉理工大学. 2007
[3]. [Bmim]HSO_4离子液体—硫脲体系浸取银精矿研究[D]. 钟名清. 江西理工大学. 2014
[4]. 复杂难处理金精矿提取及综合回收的基础研究与应用[D]. 杨玮. 中南大学. 2011
[5]. 硫代硫酸盐浸出贵州卡林型金矿的实验研究[D]. 高鹏. 贵州大学. 2017