某锑金矿综合回收锑、金的试验研究

采用酸法浸锑-浸锑渣焙烧脱硫-氰化浸金工艺从某锑金精矿中分离提取锑、金。酸法浸锑最佳工艺条件为: 温度为95 ℃、[H⁺]=4 mol/L、液固比为4∶1、FeCl₃过量系数为1.1、浸出时间为0.5 h, 在此条件下, 锑浸出率为99.05%, 进入浸锑液的金仅为0.99%, 实现了锑、金良好的选择性浸出。对浸锑渣直接氰化浸金, 浸金率仅为71.93%。为了提高浸金率, 在分析酸性浸锑渣的矿物组成的基础上, 对浸锑渣进行氧化焙烧, 结果表明: 碚砂中硫品位仅为0.18%, 硫脱除率达到了99.81%, 渣中的单质硫及硫化物显著减少, 主要以赤铁矿和脉石矿物为主。最终金浸出率达到95.92%, 比浸锑渣直接氰化浸金提高了约24个百分点。     

氯化焙烧-浸出法从废炉砖中提取稀贵金属研究

某铜-铅阳极泥侧吹炉炉砖中金银含量较高,为高效综合提取炉砖中的金银,研究采用中温氯化焙烧-分步浸出工艺对该炉砖进行试验,结果表明：在焙烧温度为850℃,焙烧时间为2h,氯化钠用量为10%,硫代硫酸钠用量为8.5%,氨水用量为200L/吨焙烧渣,浸出温度为25℃,浸出时间为5h的条件下,银浸出率可达96.43%;在硫脲用量为0.2mol/L,硫酸铁用量为4g/L,浸出时间为15h,浸出温度为40℃的条件下,金浸出率可达84.68%,该工艺处理含金银废炉砖效果较好,研究可为含金银固废资源高效综合利用提供工艺参考。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为:原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。      

复杂烟尘高效浸出铟的工艺研究

以某公司复杂含铟烟尘为原料, 分别研究了氧化酸浸和硫酸化焙烧-水浸两种浸出铟工艺。氧化酸浸工艺主要考察了初始硫酸酸度、液固比、浸出温度、反应时间、氧化剂添加量等因素对铟浸出效果的影响; 硫酸化焙烧-水浸工艺主要考察了硫酸用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对铟浸出效果的影响。实验结果表明, 在初始硫酸浓度6.0 mol/L, 液固比6∶1, 浸出温度90 ℃, 浸出时间3 h, 氧化剂H₂O₂添加量为12%条件下进行氧化酸浸, 铟浸出率由常规酸浸的46.5%提高到70%; 在硫酸用量1.0 mL/g, 焙烧温度300 ℃, 焙烧时间2 h条件下进行硫酸化焙烧-水浸, 铟浸出率达到92%, 实现了铟的高效浸出。     

某氧化锰矿还原焙烧-酸浸试验研究

以云南华坪煤为还原剂, 采用还原焙烧-酸浸法处理云南某氧化锰矿, 研究了工艺参数对锰浸出率的影响。实验表明, 在煤用量为15%、焙烧温度为800 ℃、焙烧时间为30 min、硫酸用量为理论用量的110%、液固比为5∶1、常温浸出60 min的条件下, 处理-2 mm的氧化锰矿, Mn浸出率达到94.25%。采用该工艺处理-4 mm的氧化锰矿, Mn浸出率为94.04%。     

β-萘酚钴盐渣的综合利用

研究内蒙某锌厂β-萘酚除钴渣综合回收钴.结果表明,β-萘酚钴盐不适合焙烧-还原浸出工艺.采用"焙烧-硫酸化焙烧-浸出"可彻底地将钴从β-萘酚盐中浸出,最佳工艺条件为氧化焙烧温度500-600℃、时间1h,硫酸化焙烧温度600～620℃、时间1h、硫酸用量0.7～0.8mL/g、浸出时间1h.最佳条件下,钴的浸出率高达99.5%以上.浸出液铁的脱除率大于99.9%.     

还原焙烧浸出低品位含铜硫酸渣中的铜

某低品位含铜硫酸渣铜品位为0.29%,铁品位为56.11%,直接采用浮选或硫酸浸出均无法回收硫酸渣中的铜,且影响最终铁精矿的质量,造成铜、铁资源浪费。研究发现,硫酸渣经还原焙烧后,铜主要以硫化铜形式存在,矿物嵌布粒度较细。探讨了浸出剂硫酸浓度、磨矿细度、浸出温度、液固比、浸出时间等参数对还原焙烧后硫酸渣中铜浸出的影响。在浸出剂H2SO4体积浓度为3%、磨矿细度-0.045mm占74.55%、浸出温度70℃、固液比1∶4(g/mL)、浸出时间为3h的最佳浸出条件下,铜的浸出率为77.63%,浸渣Cu含量为0.066%。硫酸渣原样经还原焙烧—磨矿—铜浸出—磁选分离试验,铜的浸出率可达82.68%,还可得到铁品位为66.45%、含铜品位为0.052%的合格铁精矿。实现了硫酸渣中铜、铁资源的回收。     

石煤空焙-低酸浸出提钒的试验研究

采用5种不同的工艺对湖北某地区石煤进行的提钒试验表明,该石煤采用空焙-低酸浸出工艺提钒可以取得较好的效果。通过对焙烧温度、焙烧时间、硫酸用量和酸浸时间等工艺参数进行研究表明,在物料粒度-0.147 mm,焙烧温度900～950 ℃,焙烧时间1～1.5 h,酸浸温度常温,硫酸用量2.5%和酸浸时间1 h的条件下,钒转浸率可达77.51%～80.33%。     

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%。     

钠化法提钒工艺条件的研究

研究了陕西某石煤矿提钒工艺。在原矿中加入少量添加剂氯化钠进行氧化焙烧, 研究了最适宜的氯化钠用量、焙烧温度、焙烧时间等因素对氧化焙烧的影响。焙砂进行碱浸, 研究了浸出时间、浸出温度、浸出碳酸钠用量、浸出液固比等因素对碱浸的影响。制定了合理的提钒工艺流程。结果表明, 采用钙法低钠焙烧-碱浸工艺, 在氧化钙用量为2%, 食盐用量为8%, 焙烧温度为850 ℃, 焙烧时间为2 h, 水浴温度70 ℃, 水浴时间2 h, 碳酸钠用量是8%, 液固比3∶1的条件下, 钒的浸出率达到了67.6%, 试验结果比较理想。     

某硫酸渣中铅、锌的氯化焙烧动力学研究

硫酸渣是一种大宗固体工业废弃物,铁含量较高,含量偏高的铅、锌往往是制约其作为铁资源利用的重要因素。氯化焙烧-磁化焙烧-磁选工艺则可成功脱除铅、锌,获得高铁低铅锌铁精矿。为揭示硫酸渣氯化焙烧过程中各主要相态的铅、锌发生氯化反应的限制环节,以及氯化反应的速率和氯化焙烧机理,以CaCl₂为氯化剂,对某硫酸渣进行了氯化焙烧动力学研究。结果表明：①铁、铅、锌含量分别为49.90%、0.29%和1.23%,锌绝大部分为氧化态,铅主要为氧化态,其次是硫酸铅和其他形态铅,在CaCl₂与硫酸渣的质量比为6%的情况下,延长氯化焙烧时间或提高焙烧温度,锌、铅的氯化挥发脱除率均上升,1 000 ℃时焙烧5 min,锌、铅的脱除率分别达86.99%和83.14%,为后续磁化焙烧-磁选制备高铁低杂铁精矿创造了良好的条件。②相比较而言,氯化焙烧脱锌比脱铅更容易。③900～1 050 ℃时锌氯化挥发的表观活化能为42.07×10³ J/mol,受化学反应控制;900～950 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为43.88×10³ J/mol,受化学反应控制;1 000～1 050 ℃时铅氯化挥发的表观活化能为20.34×10³ J/mol,受扩散控制。④强化铅、锌的氯化挥发脱除,除了提高温度,还可通过增加固体氯化剂用量或提高硫酸渣固体颗粒的孔隙率和比表面积来实现。     

山东某硫铁矿烧渣非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺研究

针对山东某TFe含量为52.30%、Au品位为1.28 g/t的硫铁矿烧渣, 采用非氰浸金-浸渣磁选回收铁的工艺回收烧渣中金和铁。试验结果表明, 当碳酸钠用量为15 kg/t、KBF-1用量为4.0 kg/t、搅拌浸出槽转子转速为1794 r/min、搅拌浸出时间为40 h时, 硫铁矿烧渣中金浸出率较高, 为64.19%。以浸金渣为原料磁选回收铁, 当磁场强度为318.47 kA/m时, 铁精矿中铁品位为64.83%、产率为78.40%、回收率为88.32%。研究结果表明, 非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺对山东某硫铁矿烧渣中金和铁回收是可行的。     

氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁

为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。     

焙烧方式对含砷金精矿中金、银浸出率的影响

某含砷金精矿中金矿物嵌布粒度较细,金主要以硫化物(黄铁矿、毒砂)包裹金形式存在。采用焙烧预处理-氰化浸出工艺,研究了一段焙烧、两段焙烧和添加剂焙烧对氰化浸出的影响。结果表明,采用常规一段、两段焙烧方式,金浸出率均未达到90%,银浸出率低于50%; 添加剂焙烧效果显著,在焙烧温度650 ℃、时间1.0 h、添加剂用量NaXY 100 kg/t+YC-1 20 kg/t的条件下,金浸出率达到93.56%,银浸出率达62.45%。     

硫酸渣煤基直接还原焙烧制备直接还原铁

采用煤基直接还原焙烧—磁选工艺对硫酸渣进行焙烧回收铁的试验研究,考察了还原剂、助熔剂、焙烧温度、焙烧时间等因素对焙烧效果的影响。结果表明:还原剂用量为30%,助熔剂CaO和Na₂SO₄的用量分别为15%和20%,在焙烧温度为950℃条件下焙烧50 min,最终得到直接还原铁的TFe品位为91.89%,TFe的回收率为82.26%,S残余含量0.03%。该直接还原铁可用作电炉炼钢原料。试验工艺对硫酸渣的综合利用和环境保护有着重要的经济和实用价值。      

采用二氰胺钠浸出某金矿石试验研究

针对传统氰化钠浸金工艺严重污染环境的弊端，以二氰胺钠为浸金剂，对加拿大某金品位为3.39 g/t的金矿石进行浸出试验。结果表明：矿石磨细至-45 μm占75%，在700 ℃焙烧1 h后，获得的焙砂在二氰胺钠用量8 kg/t、过氧化氢用量1.2 mL、矿浆pH=11.5、液固比4 mL/g、浸出温度35 ℃、浸出时间24 h的条件下，可获得金浸出率为89.08%、浸渣金品位0.38 g/t的指标，二氰胺钠的浸金效果良好。并且该浸金体系的总氰化物含量远低于国家环保排放标准。因此，二氰胺钠作为一种高效低毒的金矿浸出剂，具有一定的应用前景。     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

云南某金精矿氰化提金试验研究

对云南某金精矿进行氰化提金工艺研究,该金精矿含金33.3 g/t,其中金主要以自然金的形式赋存于硫铁矿物或风化的金属氧化物裂隙中。试验主要从磨矿细度、氰化钠用量、石灰用量、浸出时间、液固比等几个因素考察对浸出率的影响,并通过试验确定了最适宜的工艺条件,在此条件下金浸出率可达97.90%。同时,研究了加助浸剂双氧水对浸出率、氰化钠耗量、浸出时间等工艺参数的影响。结果表明,加助浸剂可显著加快金的浸出速率,缩短浸出时间,并减少NaCN消耗。     

微细浸染型难选金矿两段预处理-非氰化浸出研究

以微细浸染型金矿为研究对象, 直接采用非氰化药剂TL浸出时, 浸出率较低。结合TY-TJ氧化体系在废水处理中的成功应用, 将该氧化体系应用于微细浸染型金矿的湿法化学预处理。采用TY-TJ氧化、碱两段预处理-非氰化浸出工艺, 在TY用量4 kg/t、TJ用量2 kg/t、氧化预处理时间2 h、氢氧化钠用量20 kg/t、碱预处理时间10 h、浸出剂TL用量10 kg/t、浸出时间4 h、液固比3∶1的条件下, 金浸出率达89.93%。该工艺具有环境友好、金浸出率高等优点, 在微细浸染型金矿开发利用中具有一定应用前景。