攀钢密地选矿厂总尾矿深度回收方案的探讨

针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

氰化尾渣综合利用工艺分析与探讨

介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。     

氰化尾渣综合利用试验研究

试验采用浮选-焙烧-浸出的联合工艺,进行氰化尾渣中金、铁以及硫的综合回收利用。用黑药与黄药组合药剂进行黄铁矿的浮选富集,浮选得到硫品位为51.03%,回收率为77.7%高品质硫精矿,其含金6.12g/t,金回收率为59.10%;然后在800℃的温度下,对硫精矿进行焙烧制硫酸,硫焙烧回收率为98.60%,硫总体回收率为76.61%;最后对烧渣进行氰化浸金,金浸出率可达到96.86%,得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿,铁总体回收率为69.12%。试验的联合工艺能有效地综合回收利用氰化尾渣中的有价组分。     

金回收技术的研究

银洞坡金矿选一厂氰化浸出过程中存在着金浸出率低、泡沫外溢造成的金的流失和氰化尾渣含泥高严重影响氰化尾渣综合回收等主要问题。针对这些难题,提出并研究了磨矿与药剂组合的新工艺,使浮选金精矿品位由39 43g/t提高到53 19g/t,金浮选-氰化浸出总回收率由80 92%提高到90 54%;解决了所存在的三大难题。     

用联合工艺处理乔列矿床含金矿石

提出了用浮选-浮选精矿硝酸浸出-浸出渣氰化工艺回收高砷金精矿中的金.金精矿硝酸浸出条件为:矿浆固液比1∶5,浸出温度80～90℃,硝酸浓度300 mg/L,浸出时间2 h.大约99%的金进入浸渣中,92%～93%的金变为适于氰化处理的金.     

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理-氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。     

陕西某金矿浸渣提金方法研究

本文主要针对陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣为试验物料,进行了工艺流程及条件试验研究。试验结果表明：该焙烧氰化尾渣经高温焙烧——氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了坚实的技术支撑。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00％;金回收率91.14％;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17％;最终浸出渣为铁精矿品位68.72％、铁回收率86.23％.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。     

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。     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。     

某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究

某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。     

用搅拌磨湿法超细磨得金精矿的氰化浸出工艺研究

研究了搅拌磨湿法超细磨得金精矿（-20μm＞97%）的氰化浸出工艺,探讨了影响金精矿氰化浸出的因素,并与常规滚动式球磨机湿法磨得金精矿氰化浸出指标进行对比。结果表明,通过优化氰化浸出各种因素,可大大缩短氰化浸出时间,氰化钠和碱石灰用量分别降低了1 kg/t、1.47 kg/t,金的浸出率提高了0.49个百分点,浸渣含金量降低了0.21 g/t,效果显著。     

某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。