磁化焙烧对氰化尾渣中金、铁回收的影响(英文)EI北大核心CSCD

对氰化尾渣的焙烧预处理及其对有价金属综合回收的影响进行了研究。结果表明:当焙烧温度为750℃、焙烧时间为1.25h、还原剂添加量为6%时,铁的磁化率为86.27%,金的浸出率达到46.14%。结合矿物构造与赤铁矿磁化焙烧原理,探讨了焙烧对金浸出影响的机理,认为赤铁矿磁化焙烧后解离出的包裹金,是提高金浸出率的主要来源。     

采用碱浸预脱硅-氰化工艺从氰化尾渣中回收金

采用高浓度碱浸对氰化尾渣进行预脱硅处理,考察搅拌速度、固液比、Na OH浓度及温度对硅浸出速率的影响,研究脱硅过程的反应动力学,得到相应的动力学方程。结果表明:当搅拌速度为400 r/min、固液比为1:5、Na OH浓度为80%、反应温度为280℃时,二氧化硅的浸出率为91.8%;碱浸过程受产物层内扩散控制,表观反应活化能为37.375 k J/mol。通过正交实验对氰化浸金的条件进行了优化,在Si O2浸出率为91.8%,Na CN浓度为1.5 g/L,固液比为1:3,浸出时间为48 h的条件下,金的浸出率为87.83%。     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

焙烧氰化尾渣中金、银和铁的回收利用研究进展

焙烧氰化尾渣是黄金生产排放的一类危险固体废物,其中的金、银和铁等有价金属元素仍可作为二次资源利用。系统总结了国内外在回收焙烧氰化尾渣中金、银和铁的研究进展,分析了磁化焙烧法、硫脲浸出法、氯化浸出法、高温氯化焙烧法、强酸预浸-氰化浸出法、直接还原焙烧法和细磨法在资源综合回收利用中的优缺点,指出焙烧氰化尾渣的资源化、减量化和无害化的发展方向。     

氰化尾渣硫酸熟化焙烧中铁物相变化

利用热重分析仪、X射线衍射仪、扫描电镜分析了高砷高硫难处理金矿二次焙砂氰化尾渣硫酸熟化焙烧中铁物相变化及其终始状态矿物学特征。得出铁物相转变过程为:Fe2O3→HFe(SO4)2·4H2O→Fe2(SO4)3·5H2O→Fe2(SO4)3→Fe2O3。扫描电镜分析结果显示,硫酸熟化焙烧破坏了原有矿物有序结构,打开了包裹金的氧化铁,从而提高金的氰化浸出率。     

难选焙烧氰化尾渣提金试验研究

针对新疆某难选焙烧氰化尾矿,首先进行了工艺矿物学研究,确定该氰化尾渣的矿石特性,并采用多种选矿工艺进行了试验研究,最终推荐以回收硫化物中金为主的浮选方案,获得了精矿品位33.11 g/t,浮选回收率55.70%的试验指标。     

浸铜后渣还原焙烧工艺和试生产实践

阜康镍厂针对氧化焙烧-酸浸之后的浸铜后渣采用了氢气还原焙烧-酸浸-除铁-沉铜镍工艺,达到了进一步富集贵金属,除去流程中的铁,有效回收有价金属铜镍的目的.     

难浸金矿加石灰焙烧-氰化浸金工艺方法

对丹寨含砷硫难浸金矿加石灰焙烧－氰化浸金研究表明,在最佳焙烧条件（６００～６５０℃,ａ＝１．１～１、．２,２ｈ,空气流量２００ｍｌ／ｍｉｎ）,可固定９９％以上的硫和砷,金氰化浸金率从直接氰化浸出的０％提高到９４％。加石灰焙烧是１种新的无污染预处理工艺。     

锌浸渣还原焙烧-磁选回收铁

在查明锌浸渣工艺矿物学的基础上,采用还原焙烧将铁酸锌分解为氧化锌和磁性氧化铁,再通过磁选的方法回收铁,达到锌、铁分离的目的。实验考查了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量对铁酸锌分解率、铁回收率和铁品位的影响。结果表明:在焙烧温度为950℃、焙烧时间为1 h及还原剂添加量为10%和5%的条件下,铁酸锌分解率达到72.05%,铁回收率可达到91.79%,精矿中铁的品位为50%左右。焙烧及磁选过程中颗粒的团聚包裹是铁精矿品位不高的主要原因。     

从氰化尾渣衍生物制备标准铅、锌精矿的新工艺

以氰化尾渣衍生物为原料,制备标准铅、锌精矿。采用X体系在常压下进行氧化浸出,研究浸出电位、氧化剂、总酸量、试剂A、试剂B、浸出时间和浸出温度对锌回收率、锌精矿品位以及铅浸出率的影响。结果表明:采用二段浸铅与气液固强化浸出相结合的方法在高效气液固反应器中进行实验,其最优条件如下:试剂A量15.6 g/L,试剂B量90 g/L,液固比L/S=10:1,鼓氧量1.5 L/min,浸出温度70℃,每段浸出时间均为3 h。所得铅精矿和锌精矿氧量品位分别高达75.49%和45%,副产品硫磺的品位达到99%,其中,铅、锌总回收率分别为90.68%和99%,单质硫的回收率高达99.1%。     

难浸氰化尾渣浮选精矿的常温常压碱浸预处理

某氰化尾渣浮选精矿采用超细磨-氰化方法处理,在＜37μm占99.5%的磨矿细度下浸出24h,金的浸出率仅有1.80 %,极难浸出.采用常温常压碱浸强化预氧化工艺处理后,在NaCN用量6kg/t、氰化时间24h的条件下,金的浸出回收率提高到85.82%,炭吸附率99.66%.     

氰化尾渣中金铁梯级提取及铁精粉中杂质形成机理

采用"磁化焙烧-硫脲浸金-磁选-碱浸除杂"的金铁梯级提取法从焙烧氰化尾渣中浸出金,并制取铁精粉,通过物相转化、焙烧过程热力学计算和颗粒群结构分析,揭示铁精粉中杂质形成机理。结果表明:氰化尾渣添加8%焦粉于700℃下磁化焙烧60 min,焙烧样以硫脲法浸金,金浸出率达65.87%;浸金渣经磨矿磁选得到TFe品位为55.01%的初级铁精粉,再于90℃的10%NaOH溶液中碱浸8 h,可得TFe品位为62.22%、回收率为69.80%的合格铁精粉。物相转化和热力学计算表明,磁化焙烧过程中含铁矿物与Si、Ca、Al及重金属等杂质反应,生成铁橄榄石、钙铝榴石和铁钙辉石等新物相,与磁铁矿紧密共生,混入铁精粉中;微细粒磁铁矿存在严重磁团聚,石英等杂质会机械夹杂在磁团聚中,降低铁精粉质量。     

阜冶尾渣中贵金属的提取实践

对尾渣中金、银、铂、钯的回收利用,分别进行了综合分析和讨论,并经现场实践,结果表明尾渣中金、银、铂、钯的回收率均可达到93%以上,铜、镍回收率＞98%,并以硫酸镍、硫酸铜的形式返回主流程.     

硫酸渣复合球团还原焙烧法制备高品位磁铁精矿

进行了硫酸渣复合球团还原焙烧-磁选实验。研究结果表明：以铁品位低（TFe45．56％）、铜和硫含量高（Cu0.19％，S1.45％）的某硫酸渣为原料，添加复合添加剂5％，在圆盘造球机上制备复合球团，将生球干燥后进回转窑还原焙烧，往每吨复合球团中喷入煤300kg，在700～800℃还原焙烧20min，将还原焙烧后产物通过两段球磨、四段磁选工艺，可得到铁品位高（总铁含量为66．23％），Cu和S含量低（Cu0.048％，S0.053％）的优质磁铁精矿，其铁回收率达73.32％，铜脱除率达74.73％，硫脱除率达96.34％。实验的关键技术是复合粘结剂促进铁氧化物的还原及铜、硫等杂质的转化，在磁选分离过程中脱除杂质。使用此新工艺，能综合利用硫酸渣中铁资源，扩大钢铁工业原料来源。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

氰化尾渣脱氰技术综述

迄今为止氰化物仍是黄金冶炼行业主要使用的浸金药剂,我国黄金行业每年产出的氰化尾渣约1亿t.由于氰化尾渣不可避免夹带有毒的可溶性氰根,因此被列入《国家危险废物名录》,对氰化尾渣的高效、低成本脱氰处理是所有黄金冶炼企业面对的共同难题.针对氰化尾渣的性质和特点,目前已有多种氰渣无害化处理技术,部分已实现工业应用.但由于氰渣中...     

难冶金精矿烟尘中铁砷碳的脱除对氰化浸金的影响

以难冶金精矿烟尘为原料,研究了氢氧化钠浸出、硫酸浸出以及硫酸与氢氧化钠联合浸出对烟尘中砷、铁和碳脱除及氰化浸金的影响。结果表明:在氢氧化钠浓度为6mol/L时,砷、碳脱除率分别为99.66%和60.63%,金浸出率为58.90%,较直接氰化浸出仅提高4.60%,砷的有效去除不能有效提高金的浸出率。在硫酸质量分数为15%时,铁、砷和碳脱除率分别为33.65%、80.38%和12.59%,金的浸出率为80.40%,与氢氧化钠浸出相比,硫酸浸出解离铁能有效提高金的浸出率。烟尘分别经过质量分数为15%硫酸浸出后氰化浸金,两次2 mol/L氢氧化钠浸出和氰化浸金后,烟尘中铁、砷和碳的总脱除率分别为33.65%、95.63%和79.60%,渣率为80.33%。此时,金的总浸出率为91.90%,氰化渣中金的含量为3.31g/t。与烟尘直接氰化浸出相比金的浸出率提高37.60%。     

铁酸锌选择性还原及其在锌浸出渣处理中的应用

传统湿法炼锌过程产生大量富含有价金属资源的铁酸锌废渣,铁的分离是实现铁酸锌废渣中有价金属资源回收的关键。提出含大量铁酸锌的锌浸出渣选择性还原焙烧?浸出分离铁和锌的新方法。通过热力学分析确定铁酸锌分解过程中Fe3O4和ZnO产物的优势区域,并发现V(CO)/V(CO+CO2)比是控制铁酸锌还原焙烧产物物相的关键因素,在V(CO)/V(CO+CO2)比在2.68%?36.18%范围内,铁酸锌优先分解生成在Fe3O4和ZnO。通过TG分析,确定铁酸锌还原焙烧的最佳条件为焙烧温度700?750°C,CO体积分数6%,V(CO)/V(CO+CO2)30%。基于上述研究结果,对富含铁酸锌的锌浸渣进行还原焙烧处理,焙烧产物经酸浸后,锌的浸出率达70%,铁的浸出率仅为18.4%,实现锌浸渣中锌和铁的有效分离。     

预浸-氰化浸出回收湿法炼锌渣中的银和金

某冶炼厂的锌浸出渣中银勘布粒度细,含银、金分别为381.3、1.02 g/t,可采用预浸-预浸渣氰化浸出工艺回收。重点研究了预浸条件对银、金浸出效率的影响。条件实验表明,药剂A比酸浸、氨浸具有更好的预浸效果;最佳预浸条件为药剂A浓度200 g/L、浸出液固比2:1、在50℃浸出3 h。综合条件实验得到的预浸渣渣率为66.2%,金、银的氰化浸出回收率分别为85.7%、92.9%。     

对阜冶尾渣工艺的技改及实践浅析

阜康冶炼厂对浸铜后渣采用了硫酸化焙烧-浆化浸出-除铁-沉铜镍工艺，贵金属渣得到进一步富集，除去了流程中的铁，有效地回收了有价金属铜、镍。