金矿选矿之氰化炭浆法提金法
核心提示：炭浆法提金工艺是氰化提金的方法之一。是含金物料氰化浸出完成之后，一价金氰化物〔KAu(CN)2〕进止炭吸附的工艺过程。人们早已发
炭浆法提金工艺是氰化提金的方法之一。是含金物料氰化浸出完成之后，一价金氰化物〔KAu(CN)2〕进止炭吸附的工艺过程。人们早已发现活性炭可以从溶液中吸附贵金属的特性，开始只从清液中吸附金，将载金炭熔炼以回收金。由于氰化矿浆须经固液分离得到清液和活性炭不能返回使用，此法在工业上无法与广泛使用的锌置换法竞争。后来用活性炭直接从低化矿浆中吸附金，这样就省去了固液分离作业;载金活性炭用氢氧化钠和氰化钠混合液解吸金银，活性炭经度日化处置惩罚可以返回使用。因此近年来炭浆法提金发展成为提金新工艺，我国在河南省灵湖金矿和吉林省赤卫沟金矿等建成了应用炭浆法提金工艺的生产工厂。炭浆法提金工艺过程包括原料制备及活性炭再生等主要作业组成，其工艺流程见图8-2 （1）原料制备把含金物料碎磨至适于氰化粒度，一般要求小于28目并除去木屑等杂质，经浓缩脱水使浸出矿浆浓度达到45~50%为宜;（2）搅拌浸出与常规氰化法沟通，一般为5～8个搅拌槽。（3）炭吸附氰化矿浆进入搅拌吸附槽(炭浆槽)，河南省灵湖金矿在吸浆僧中拆有格式筛和矿浆提拔器，用它真现活性炭和矿浆逆向流动，吸附矿浆中已溶的金，桥式筛可以减少活性炭的磨损。目前桥式筛的筛孔易被活性炭堵塞，要用压缩空气清扫。（4）载金炭解吸目前可用四种方法解吸：(1)热苛性氰化钠溶液解吸;(2)除浓度苛性氰化钠溶液加酒精解吸;(3)在加温加压条件下用苛性氰化钠溶液解吸;(4)高浓度苛性氰化钠溶液解吸。（5）电积法或常规锌粉置换沉淀金载金炭解吸可得到含金达600克/米3的高档次贵液，经电积卖锌置换法得到金粉，并送熔炼得到金锭。（6）活性炭的再生利用解吸后的活性炭先用稀硫酸(硝酸)酸洗，以除去碳酸盐等聚积物，经几次返回使用后需进止热力活化以恢复炭的吸附活性。炭浆法提金主要适用于矿泥含量高的含金氧化矿石，由矿石含泥高，固液分离坚苦，现有的过滤机不能使贵液和矿渣有效分离，因此常规的氰化法不能得到较好的技术经济指标。真践表明：炭浆法提金在工业生产上与得了好成果，灵湖金矿含金为8克/吨左右，金的总回收率达到93%~94%。非氰化提金工艺方法_百度文库
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非氰化提金工艺方法
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硫脲提金的工艺和技术－铁浆法
[导读]铁浆法是在硫脲浸出金时向浸出槽的矿浆中插入一定面积（试验中通常为3m2?m3?槽）的铁板，使已溶金、银及铜、铅等电位比铁正的金属离子呈微米粒级硫化物牢固地沉积于铁板上。由于沉积速度较快，一般每2h要提出铁板刮洗一次金泥，然后再插入槽中继续使用。
铁浆法是在硫脲浸出金时向浸出槽的矿浆中插入一定面积（试验中通常为3m2?m3?槽）的铁板，使已溶金、银及铜、铅等电位比铁正的金属离子呈微米粒级硫化物牢固地沉积于铁板上。由于沉积速度较快，一般每2h要提出铁板刮洗一次金泥，然后再插入槽中继续使用。
此法属于无过滤作业，设备和操作都较简单，金的沉积回收率也可稳定在99%或以上。它已在我国的一些矿山推广应用。
金泥的沉积仍属负电性金属置换范畴。即矿浆中的H2S会吸附在铁板表面，并随着铁的溶解释放出的电子而电离出H＋。故铁板上H2S的电离速度远大于矿浆中H2S的自然离解，而使铁板表面S2－浓度远高于矿浆内部，因此已溶金等金属离子在铁板表面发生硫化反应并沉积的速度也远大于矿浆内部，在较短时间内就能在铁板表面覆盖一厚层硫化沉淀物。只要铁的溶解不发生钝化，金、银、铜、铅等金属离子的硫化沉淀就能正常地快速进行。故产出的“金泥”中，含金品位主要决定于原料中电位比铁高的各种金属的溶解量。在通常情况下，产出的金泥含金只有1%～5%。且金、银等硫化物在铁表面的沉积是以铁的溶解进行置换的，故铁浆法使用的铁板溶蚀很快（吨精矿消耗普通钢板～15kg或低碳钢板～5kg），硫酸消耗量也很大，需经常向矿浆中补加酸，以保持介质处于适宜的酸性状态。
一、铁浆法工艺试验
在早期的试验中，由于硫脲浸出硫精矿金的浸出指标远低于氰化法，故多年来许多研究者认为：硫脲法只适用于处理组分简单的原料。自从长春黄金研究院和北京有色冶金设计研究总院等向硫脲浸出体系中引入固相铁（钢板）进行“铁浸置”后，大幅度地提高了金的浸出率和回收率，而成为硫脲提金的一项重大措施。在适宜的条件下，它可取得与氰化法处理同类原料相同的浸出指标，且浸出时间比氰化法短。
在含有氧化剂的酸性硫脲液中，不单金、银会溶解，铜、铅、锌等贱金属氧化物和硫化物也会发生溶解：
MeO＋2H＋ Me2＋＋H2O
MeS＋2H＋ Me2＋＋H2S
硫化物溶解生成的H2S在氧化剂和酸的作用下还可发生一系列反应生成S0、S2－、HSO4－、SO42－等。它们在不同电位和pH条件下还可互相转换。在酸性条件下又可通过可逆反应再生成H2S，使溶液中的硫化物之间实现平衡。此时H2S的平衡浓度约0.1molML。这些H2S在溶液中可与已溶的Au＋，Ag＋、Cu2＋、Pb2＋、Zn2＋等反应而生成硫化物沉淀。
这种情况，在不向矿浆中加固相铁的硫脲浸出金前期，由于矿浆中离子浓度小，H2S的生成量也很少，且精矿表面暴露的金粒数量多面积大，硫脲的浓度也大，在氧化剂的作用下，金的浸出率较快，已溶金含量不断上升。但随着浸出时间的延长，矿浆中金属离子浓度不断增高，同时H2S浓度也随之上升，游离硫脲浓度不断下降。H2S的浓度升高则自然解离出更多的& S2＋，并与已溶金（和其他金属）离子反应生成硫化物沉淀。随着硫化沉淀的加强，浸出液中金含量上升减慢，并逐步发展到金的浸出与硫化沉淀两者之间发生平衡而达到“终点”。这一终点与原料中金的真实浸出终点早很多，故金的浸出率只90%多一点，比氰化法约低6%（见图1）。当向矿浆中加入固相铁后，已溶金及其他高电位金属离子便迅速地在铁板上与S2＋反应生成硫化物沉积而得到回收。图中金的浸出沉淀率，随铁板加入时间的早晚而呈直线上升，当在矿浆浸出作业的同时加铁时，金的浸出沉淀回收率基本与氰化浸出率相同。如峪耳崖硫金精矿，氰化法浸出率96.10%，硫脲铁浆法浸出率96.06%；金洞岔硫金精矿，氰化法提出率89.63%，硫脲铁浆法浸出率87.49%。二者的指标相当接近。金等金属离子在铁板上迅速发生硫化沉淀，不但降低了矿浆中的离子浓度，防止它们的浓度过高而硫化沉入渣中造成金的损失，还因络阳离子中金属离子的离解而释放出大量硫脲，使矿浆中游离硫脲浓度增加。
图1& 已溶金发生沉淀（24h）对金浸出率的影响
1－不加铁；2－浸出2h后加铁；
3－浸出4h后加铁；4－浸出同时加铁；5－氰化法
图2是硫脲法与氰化法在不同提出时间金浸出率的对比曲线。从图中看出，不加铁的硫脲法由于金的硫化沉淀，经浸出16h金的浸出率最高只达52%左右，随着时间延长由于金的硫化沉淀加强还略有下降。而在浸出同时加铁的硫脲法，金的浸出率随时间的延长不断上升，最终的浸出率与氰化法相当接近。
图2& 不同方法不同时间金浸出率对比曲线图
1－不加铁；2－浸出同时加铁；3－氰化法
&&& 表1是硫脲铁浆法浸出硫金精矿原料的主要组分和浸出、回收指标一例。
表1& 硫脲铁浆法作业指标①
精矿品位M%
浸渣品位M%
金泥中回收率M%
①表中Fe的增加是插入铁板溶解生成的。
二、碳泥质氧化矿的焙烧和铁浆法浸出研究
张家口金矿自然金主要赋存于褐铁矿、黄铁矿、白铅矿、方铅矿、黄铜矿和石英中。经浮选产出含碳、泥质和碱性矿物较高的难处理金精矿。对与此类似的矿石，国内外在氰化前，都采取各种工艺措施来消除碳和有害杂质的影响，但氰化浸出率仍不高于85%～90%。而直接或在脱碳后进行硫脲浸置，金的浸出率也只80%左右，且吨精矿耗硫酸135～180kg，硫脲大于5kg。为了提高此精矿的金浸出率，经试验后，预先对精矿进行氧化焙烧，实现了除碳、分解碳酸盐和驱除褐铁矿中结晶水的作用，再用硫脲铁浆法浸置，获得了比氰化法CCD工艺还好一些的经济技术指标。
图3是将含金100g／t左右的浮选精矿，在680℃左右的温度下焙烧20min左右，再经细磨至94%－0.043mm（－325目），经加硫酸调浆至pH1.5～2后再添加硫脲，于六台浸出槽中进行连续硫脲铁浆法浸置。经3个批次44个班的试验表明，金的浸出率为95.07%～96.40%，平均95.79%。铁板上金泥的金沉积回收率98.45%～99.69%，平均98.99%。总回收率平均94.82%。吨精矿耗硫酸70kg±，硫脲1.5～2.2kg，主要材料消耗42.42～52.48元／t，比国内氰化CCD工艺处理同类矿石的成本98.66元降低57%～47%。
本工艺矿浆不需过滤，设备和基建投资低，占地面积小，操作简便，节省劳力，流程也短，它是我国硫脲法从难处理矿石中提金，从研究走向工业应用的首次突破，早巳成功应用于张家口金矿的工业生产。为硫脲铁浆法在我国的研究和推广应用奠定了基础。
三、铁浆法的工业试验和推广应用
硫脲铁浆法的工业试验用的原料为硫金精矿，其中含有少量氧化矿物。其主要矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿、闪锌矿、褐铁矿、孔雀石、自然金及脉石矿物石英、绢云母、绿泥石、高岭土和碳酸盐类等。精矿组分（%）为Au 80.77gMt、Ag 50gMt、Cu 0.71、Ph 0.6、Zn 0.18、Fe 25.09、S 26.55、As 0.046、Bi 0.0063、Ni 0.038、SiO2 22.44、CaO 4.08、MgO 11.80、Al2O3 3.60。自然金粒度－0.038mm（400目）占80%以上，其中0.3mm的约占50%。
图3& 碳泥质氧化矿的焙烧，硫脲铁浆法浸置工艺
试验采用连续浸置作业，规模为1.5tMd。给料方式一为机械连续给料，二为人工定量给料。浮选精矿经浓密机脱水后进行调浆，再入旋流器和分级机组成的闭路循环中磨矿，溢流送浸出。浸出金的回收是在槽中挂入铁板，在浸出的同时沉积金。
试验在七只槽中连续进行，磨矿粒度80%～85%－0.043mm（325目），固液比1∶2，硫脲初始浓度0.3%，pH1～l.5，液温25℃，插入铁板3m2?m3?槽－1，浸置时间35～40h，并按每2h由天车定时吊出铁板自动刮洗金泥一次。
经过12d分别对两个方案进行的试验表明：金的提出率分别为94.50%和95.21%，沉积同收率99.35和99.64%，总回收率93.89和94. 86%。金泥（一例）组分（%）为：Au 3.05、Ag1.73、Cu 13.57、Fe 15.66、S 20.36、S2O2 19.42、CaO 0.33、MgO 0.35、Al2O3 2.95。其中Au＋Ag4.78%。为了提高金泥中的Au、Ag品位，曾在刮洗前先用高压水冲洗除去铁板表面附着的黄铁矿和细粒矿泥，金泥含金可提高至5%。
以上工业试验表明：
（一）硫脲铁浆法与氰化逆流倾析洗涤工艺相比，各项经济技术指标相当或略好（如表2），但每两金的生产成本高5.65元（约10%），主要是硫脲法所用精矿含金品位比氰化法用矿低造成的。若硫脲铁浆法与氰化炭浆法相比，则硫脲法成本要高些。
表2& 硫脲法与氰化法经济技术指标比较
原料含金Mg?t－1
渣含金Mg?t－1
贫液含金Mg?m-3
总回收率M%
精矿生产费M
金成本M元?两-1
&&& （二）硫脲浸金的初始浸出速度很快，当矿浆在加硫脲槽加硫脲调浆后，金的溶解率已达50%以上，以后进入各浸出槽溶解速度逐渐下降。表3是精矿在各槽中的浸出、置换作业指标。由于矿浆中金的浸出和铁的置换沉积是同步进行的，矿浆中金属离子浓度和Au溶解的电位都较稳定，因此，金的浸出率和置换率均呈稳步上升趋势。
表3& 硫脲铁浆法金的浸出和回收指标
精矿含金Mg?t－1
累计浸出率M%
浸液含金Mg?m－3
累计转换率M%
&&& （三）本试验是在高酸（pH1～1.5）和高浓度硫脲（0.3%）条件下进行的，精矿中各杂质组分的总溶解率平均约达25%。表4是精矿和最终浸渣（取白7#槽）的主要组分及它们的溶解率（一例）。从表中看出，这些杂质的大量溶解进入溶液中，不单加大了药剂消耗，还使大量杂质离子或化合物硫化沉淀或混入金泥中，致使金泥的含金品位降低，在这些杂质离子和化合物浓度如此高的矿浆中，若不在浸出的同时采用铁浆法置换，金粒的表面就易发生钝化而降低浸出率，且会使已溶金大量硫化沉淀于渣中而降低回收率，
表4& 硫脲铁浆法浸出精矿时各组分的溶解率
精矿组分M%
浸渣组分M%
（四）本试验在初始矿浆pH为1～1.5（H2SO48.96gML），硫脲浓度0.3%（4.49gML）的条件下浸出，由于上述各种杂质的大量溶解，吨精矿消耗硫酸100.5kg，硫脲6kg。经作业消耗，贫液中含H2SO44.11gML、SCN2H42.14gML，作业过程中的药剂消耗占50%以上。
（五）本次使用的精矿，金呈极细粒嵌布于精矿中，磨矿粒度原则上虽以细为好。实际作业中磨矿粒度已达80%～85%－0.043mm（325目）。若再行细磨，不但增大磨矿成本，还将增大杂质的溶出量，可能会引起金浸出指标的恶化。
（六）试验证明：硫脲铁浆法工艺简单、操作方便。长春黄金研究院为工业试验而设计的设备已实现了机械化和程序自动控制，可节省劳力，减轻劳动强度。故该工艺和设备在完成试验后已应用于工业生产。生产实践证明，它能满足生产需要。
四、金泥的处理
硫脲铁浆法金泥的产出率通常为精矿的1%左右，金泥含金常只1%～5%，富集比小。鉴于金泥含金品位低，给下一步的提纯带来困难，故多采用火法熔炼或湿法冶金处理。
金泥的火法熔炼可以采用坩埚炉、小型电炉、转炉或灰吹炉处理。由于金泥含金低、组分复杂，特别是铅、铜、铋等金属的存在，需要进行长时间的氧化熔炼才能除去，给火法熔炼带来困难。为此，可依据金泥的实际组分，预先采用氧化或硫酸盐化焙烧和酸或高铁盐浸出等常规工艺将S、Cu、Fe等除去，使金、银富集后再进行火法熔炼，并加溶剂造渣产出合质金，然后用常规工艺分离提纯。
金泥的湿法冶金，可用酸浸（煮）法、氰化法、硫脲法、液氯化法、王水法等，但在大多数情况下，最好预先进行氧化或硫酸盐化焙烧和浸出以除去杂质，使金富集后再处理。
在上述湿法冶金中，氰化法和硫脲法所得产品金纯度不高，还需提纯处理。王水溶金再用SO2、亚铁盐或亚硫酸钠等还原剂还原的方法，产品金纯度高，但必须预先除去金泥中的杂质，使金泥中的金含量提高至50%以上才便于采用。而液氯化法则不受金泥含金品位高低和杂质多少的限制。由于王水能溶解的物质液氯化法也能溶解，浸出液中各种离子的浓度虽相当高，但使用SO2、亚铁盐、亚硫酸钠等还原剂均能选择性还原金，并产出纯度高的金粉，再经氧化熔铸可产出纯度大于99%的金锭。但采用王水法或液氯化法，金泥中的Ag会生成AgCl进入渣中，需采用氧浸法或亚硫酸钠浸出法及其他适宜工艺从浸渣中回收银，或者将含AgCl的浸渣进行还原熔炼，经造渣后产出铜银等的合金，再用常规方法从中分离银并综合回收有价金属。若采用硫酸浸出除杂质，硝酸分银和王水（或氯化浸出）分金的分步湿法分离提纯工艺，效果也很好。
网友评论：
很好。呵呵
黑龙江某白钨矿属以矽卡岩型为主的白钨矿石，矿石中白钨的品&& 人们早在1880年就开始用活性炭从含金溶液中回收金银。但作为一种提金的新工艺直到20世纪70年代才得到迅速发展并臻于完善。1973年美国霍姆斯特克炭浆厂投产以来，炭浆法工艺在全世界范围内得到广泛应用，已有40多个厂投产，许多新建的大型黄金矿山都采用了炭浆法工艺。&
&&&&炭浆法工艺是在常规的氰化浸出、锌粉置换法基础上改革后的回收金银的新工艺。主要&由浸出原料制备、搅拌浸出与逆流炭吸附、载金炭解吸、电积电解或脱氧锌粉置换、熔炼铸锭及活性炭的再生活化等主要作业组成。
&&&&1&浸出原料制备：通常是将原矿经两段（或三段）一闭路碎矿、两段磨矿，制备成适合氰化浸出的矿浆。根据我国含金矿石的特性和生产实践，磨矿细度一般为80～90％-200目。磨好的矿浆一般经浸前浓缩机脱水，以提高浸出浓度。&
&&&&2&搅拌浸出与逆流炭吸附：浸出条件与常规氰化法相同，一般用5～8段浸出。炭的逆流吸附有两种方式，一种是在浸出槽添加活性炭进行逆流吸附，边浸出边吸附，通常称为炭浸法（CIL），张家口、潼关、红花沟等金矿的炭浆厂采用这种方式；另一种是在氰化浸出之后再加几个炭吸附槽进行4～6段逆流炭吸附，通常称为炭浆法（CIP），灵湖、赤卫沟金矿炭浆厂采用这种方式。活性炭的添加量为每升矿浆15～40克，粒度6～16目。采用空气提升器或串炭泵定时进行逆流串炭。炭吸附的总时间一般为6～8小时，金的吸附率在99％以上。炭载金为3～7千克/吨。&
&&&&炭吸附槽的设计非常关键，其好坏直接影响到炭的磨损程度，从而影响到炭浆厂的技术经济指标。单纯就炭的磨损而言，当然是空气搅拌槽最好，但它功率消耗高，增加生产成本。对机械搅拌槽来说，关键是确定叶轮的形状、转速和线速度，要尽量减少叶轮的剪切力，以使炭的磨损减少到最小程度。据有关资料报导，目前国内外比较理想的炭吸附槽是双叶轮、中空轴进气的机械搅拌槽。
&&&&为了使矿浆与活性炭分离，在炭吸附槽内设置桥式筛、周边筛或振动筛等，国内炭浆厂一般采用桥式筛。&
&&&&桥式筛筛网长度的决定，按国外资料每米筛网长通过的矿浆量为6.5&升/秒，根据吸附槽通过的矿浆量即可算出筛网的长度。若采用周边筛，则要求筛网为槽子周长的12.3％。&
&&&&桥式筛需要用低压风（3500帕）搅拌矿浆，以防止筛网堵塞。低压风量的定额为每米筛长每分钟1.0标米3。浸出需要的中压（10000帕）风量为每米3矿浆0.002标米
氰化炭浆法提金(二)
3&载金炭解吸：解吸工艺目前有四种方法：（1）苛性氰化钠长时间解吸法，解吸液浓度NaCN1，NaOH1，温度85℃解吸时间24～60小时，美国霍姆斯特克金矿采用这种方法。由于长时间解吸需要占有很多容器设备，已被新设计企业所放弃。（2）低浓度苛性氰化钠加醇类解吸法，解吸液浓NaCN0.1，NaOH1，加入20酒精，温度85℃，解吸时间5～6小时。低浓度苛性钠及短时间解吸是该法的突出优点，但增加了酒精的回收工序，而且酒精挥发损失大，带来了防火问题。（3）力温加压解吸。解吸液浓度NaCN1，NaOH1，温度135℃，在34.3×104压力下解吸6～12小时，张家口和潼关金矿采用这种解吸方法。（4）高浓度苛性氰化钠解吸法。解吸液浓度NaCN4，NaOH2，解吸温度90℃，浸泡4～8小时，然后用4倍床容积低浓度苛性氰化物热溶液洗涤5小时，再用3倍床容积的热水洗4小时，灵湖和赤卫沟金矿采用这种解吸方法。&
&&&&解吸的主要设备是解吸柱、电加热器、热交换器、过滤器及解吸液贮槽等。解吸柱通常设计为圆柱体，其高度与直径之比为6：1，柱内解吸液的体积流量一般为每小时2个床容积，其流速应小于3.4毫米/秒，以使炭不会流动。根据每天所要解吸的载金炭量即可计算出解吸柱的直径和高度。张家口金矿每天解吸载金炭700千克，解吸柱规格为φ700×4800毫米。&
&&&&&&&&&&&&&
&&&&&4&电积电解：这是由于炭浆法流程能获得高达600克/米3的高品位贵液而采用的，诚然，也可用常规的锌粉置换法。电积电解的主要设备是电积槽，它通常用有机玻璃或塑料作为槽体，采用不锈钢间隔作阳极，以装有钢棉的框架作阴极，对含金溶液进行电积。阴极电流密度6～10安/米3，电压3～3.5伏，电积时间8～12小时。阴极采用逆向移位，最后从第一个槽中取出阴极钢棉送熔炼。钢棉含金40%左右，电积回收率在99.5%以上。
&&&&5&炭再生：解吸后的炭先用稀硫酸（硝酸）酸洗，以除去碳酸钙等聚积物，经几次循环后，必须进行热力活化，以恢复炭的活性。热力活化是在回转窑里进行，在隔绝空气的条件下将炭加热到700℃左右，保持30分钟，然后倒入水淬槽中冷却，经16目筛筛出细炭后，返回炭吸附回路。&
&&&&&炭浆法工艺的核心是活性炭，对其活性、孔径、表面积、孔容积、强度等都有严格的要求。国外炭浆厂全部采用椰壳炭，其合适的炭粒度为6～16目，堆浸法采用12～30目的炭粒度。国内除椰壳炭外，对杏核炭、核桃壳炭等进行了广泛的研究。灵湖和赤卫沟金矿采用国产GH-17型杏核炭，炭粒度8～20目。国产杏核炭的性能同椰壳炭大体相当，但在强度方面还需经过长时间的考察。&
&&&&炭浆法省去了逆流洗涤和贵液净化作业，取消了多段浓缩、过滤、置换设备。同时由于载金炭与浸渣的分离能用简单的机械筛分设备进行，即可冲洗也易于分离，排除了泥质矿物的干扰，因而炭浆法工艺对各类矿石有更广泛的适应性。对含泥多的矿石、低品位矿石以及多金属副产金的回收，能较大幅度地提高金的回收率。如张家口金矿过去采用混汞--浮选工艺流程，金的回收率仅75，改建成炭浆厂以后，金的回收率提高到90以上。&
&&&&我国对炭浆法工艺的生产实践时间还不长，但近十多年来发展很快，现已投产的炭浆厂有张家口、潼关、红花沟、灵湖、赤卫沟等金矿，正在建设的还有峪耳岩、金厂沟梁、戴家冲等炭浆厂。引进的张家口和潼关两个炭浆厂，工艺先进，自动化水平高，计量检测手段完备，设备先进，促进了我国炭浆法工艺的发展。
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