氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5.85g/t、银含量为22.92g/t、SiO2含量为26.23%。为回收利用该尾渣中的金银,对其进行了氯化挥发焙烧试验。结果表明:尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发;在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0.95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40min时,获得了金、银的氯化挥发率分别为93.21%和61.61%的指标。采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。     

氰化尾渣氯化挥发回收金试验研究

用高温氯化挥发法对氰化尾渣进行回收金试验研究。结果表明,在氯化钙添加量5%,氯化焙烧时间1h,焙烧温度1100℃条件下,金挥发率达90.77%。     

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。     

氰化尾渣氯化焙烧工艺研究

针对新疆某冶炼厂氰化尾渣,采用"制球—干燥—氯化焙烧"工艺进行处理提取金、银,并考察了氯化焙烧条件对金属挥发率的影响。研究结果表明,在氯化钙添加量为7%、焙烧温度为1100℃条件下反应60 min,金、银的挥发率分别达到98%和62%,铜、铅、锌的挥发率达到80%以上。焙烧后球团中金和银的含量分别降至0.47 g/t和6.12 g/t。     

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。     

氰化尾渣熔融氯化提金银试验

以氰化尾渣原料,采用熔融氯化工艺提金,研究了氯化钙添加量、氯化时间、氯化钙的添加方式等因素对氯化提金的影响,并对如何降低熔融氯化温度进行了探索。结果表明,CaCl_2添加量为7%,分五次添加,熔融氯化时间为15min。氧化钙添加量为5%,熔融氯化温度为1 450℃。金挥发率为95.69%,渣含金为0.54g/t;银挥发率为77.06%,渣含银为4.20g/t。     

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。     

辽宁某氰化尾渣中铁、铅综合回收试验研究

摘 要 辽宁某黄金冶炼企业氰化尾渣中铁、铅含量分别为35.93%、3.88%,具有一定的综合回收价值。针对此尾渣开展了还原焙烧—熔分法回收铁和铅的试验研究,重点考察了焙烧温度、焙烧时间、还原剂用量 和添加剂用量对铁金属化率和铅挥发率的影响。结果表明,在焙烧温度为1 250 ℃、焙烧时间为60 min、焦粉用量为20%、CaO用量为25%的条件下,氰化尾渣的铁金属化率和铅挥发率分别达到99.85%和95.92%;X射线 衍射和扫描电镜分析结果表明,添加剂CaO可以促进焙烧过程中铁还原、铅挥发和金属铁颗粒的聚集长大,并且具有一定的脱硫作用。将焙烧渣在1 600 ℃下熔分1 h,可获得TFe品位达90.02%、硫含量为0.016%、铁回 收率为88.92%的铁锭。熔分渣的各项毒性浸出指标远低于控制标准,实现了氰化尾渣的无害化、资源化利用。     

陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究

陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣中可供选矿回收的组分只有金和银,其中金品位为4.92 g/t左右,银品位为21.77%。工艺矿物学研究结果表明,原料中的金主要为裸露半裸露金和硅酸盐中金,铁主要赋存在赤褐铁矿中。根据原料性质特点,进行了详细的条件试验研究。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技术支撑。     

一种废弃镁铬耐火砖浮选尾渣的处理工艺

采用氯化挥发法对废弃镁铬砖浮选尾渣进行处理。在尾渣成分分析和氯化挥发过程中相关化学反应热力学计算的基础上, 研究了焙烧过程中焙烧温度、氯化剂用量、焙烧时间等因素对杂质金属脱除的影响, 利用XRD、SEM对焙烧渣的物相和微观形貌进行了表征, 并与原尾渣进行了对比。结果表明, 确定的最佳工艺条件为：焙烧温度1 000 ℃、MgCl₂用量12%、焙烧时间0.8 h, 在此条件下可将尾渣中Ag、Pb、Bi含量降至0.01%, 0.06%和0.10%, 挥发率分别达到94.22%, 99.09%和96.48%; 经处理后焙烧渣的成分与原材料一致, 可作为镁铬耐火砖生产原料, 实现了二次资源的再利用。     

氰化尾渣高温氯化回收金银试验研究

氰化尾渣含有Au、Ag、Cu等有价金属,综合回收价值大。考察了造球影响因素以及焙烧温度、Ca Cl2添加量、焙烧时间等因素对金属挥发率影响。试验结果表明,氰化尾渣经润磨后造球30 min、含水26%时湿球强度可达到10次以上/0.5 m落下。在1100℃温度、7%Ca Cl2添加量、焙烧1 h条件下,Au、Ag、Cu挥发率分别为98%、65%、90%。     

含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究

对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO₂烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。     

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。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

某氰化尾渣预氧化—蓄热还原同步提铁试验研究

辽宁新都黄金选金焙烧氰化尾渣总氰含量719 mg/kg,尾渣中铁矿物主要以赤铁矿的形式存在,TFe品位为35.08%。采用预氧化—蓄热还原同步提铁技术处理氰化尾渣,可实现在氰化物高效分解的同时回收铁精矿。研究结果表明,将氰化尾渣样品预先在550℃的空气气氛下焙烧25 min,可将氰化尾渣中的总氰含量降至检出限以下,同时完成对氰化尾渣的蓄热。将预氧化处理后的尾渣在还原温度560℃、还原时间30 min、CO浓度40%、总气量500 m L/min的条件下进行蓄热还原试验。焙烧产品使用棒磨机磨至-0.038 mm占82.02%,后在磁场强度143.28k A/m条件下进行弱磁选,最终得到TFe品位58.94%,回收率89.93%的铁精矿。该工艺不仅将氰化物有效分解,还实现了氰化尾渣中铁矿物的高效回收利用。     

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。     

氰化尾渣综合利用研究

采用一步氯化挥发法处理氰化提金后的尾渣,考察了工艺配方、焙烧温度、焙烧时间及气氛等因素对脱铜、脱砷效果的影响.结果表明:采用一步氯化挥发法脱除铜砷的效果良好,适当配比制球,在焙烧温度1160℃的条件下,尾渣中的铜砷脱除率达到90%以上,并可通过冷凝收尘回收铅、锌、银等有价金属.烧渣中铁的品位达到64%以上,可作为优良的炼铁原料.     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

高硫氰化尾渣还原焙烧脱硫—磁选试验

江西某冶炼厂氧化焙烧氰化尾渣含铁43.15%,含硫1.97%,属高硫氰化尾渣,采用常规选矿方法、磁化焙烧—磁选工艺难以获得理想的铁回收率指标。为开发利用该尾渣,对其进行了还原焙烧同步脱硫回收铁工艺研究。试验确定的最佳焙烧条件为:烟煤用量20%、脱硫剂BK用量16%、还原焙烧温度1 150℃、焙烧时间45 min。最佳焙烧条件获得的焙烧产品经两段阶段磨矿阶段弱磁选试验,获得了产率42.71%、铁品位92.05%、硫含量0.04%、磷含量0.04%、铁回收率91.11%的还原铁产品,为高硫氰化尾渣资源化提供了一种新途径。     

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。