含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件。结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57%,酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%,氰化浸出金浸出率89.61%、银浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10 g/t、银品位20.53 g/t、铁品位65.58%,试验指标较好;酸浸液可进一步回收有价元素。     

某含铜金精矿焙砂硫脲浸出试验研究

某含铜金精矿焙砂中铜含量高,直接进行酸性硫脲浸出,铜会对硫脲浸出产生不利影响。针对该含铜金精矿焙砂性质特点,进行了酸浸脱铜、硫脲浸出试验研究。结果表明:经过酸浸脱铜预处理后,采用硫脲浸出工艺处理该含铜金精矿焙砂,金浸出速率较快,且金浸出率相对较高;在优化条件下,经过1 h的硫脲浸出,金浸出率可达92. 2%,银浸出率可达48. 6%;硫脲浸出工艺可实现快速高效回收金精矿焙砂中金的目的。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

刚果(金)低品位氧化铜回收工艺研究

对刚果(金)某氧化铜堆存矿回收工艺试验研究表明,在样品含铜1.3%左右,且铜氧化率95%以上的情况下,原矿磨矿至-0.074 mm占65%左右,采用高梯度强磁选机磁选-磁选精矿常温酸浸工艺,获得铜品位8%以上、铜回收率74%以上的磁选精矿。磁选精矿采用硫酸常温浸出,在酸矿比0.15的条件下,铜的浸出率达93%以上,磁选抛尾率接近90%,相比原矿直接酸浸的酸矿比0.6,酸耗大幅降低。磁选-酸浸联合工艺,铜的综合收率达68%以上,实现了铜资源的有效回收与利用。     

高铜金精矿沸腾焙烧工业实践

采用沸腾焙烧—酸浸—氰化工艺处理高铜金精矿。工业实践表明,对于铜品位7%~10%的金精粉,全流程铜的回收率达到97%,酸浸渣含铜低于0.3%,氰化金浸出率96.84%,银浸出率75.45%,烟气SO2总转化率平均98.74%,处理后的烟气SO2浓度0.061%。     

微波加热低品位稀土精矿酸浸实验研究

针对稀土精矿高温酸浸焙烧钍难回收、成本高而低温酸浸焙烧又效率低的问题,采用"微波加热低温酸浸"新工艺,研究了低品位稀土精矿硫酸焙烧浸出的过程。实验首先考察了微波加热稀土精矿硫酸焙烧的升温特性,重点探讨了微波加热的焙烧温度、酸矿比、焙烧时间对酸浸矿稀土浸出率的影响,同时考察了不同焙烧温度下水浸渣中钍的残留率。实验结果表明:稀土精矿微波酸浸焙烧的升温速率随着酸矿比和微波功率的增加而加快;而且随着温度的升高、酸矿比和焙烧时间的增加,微波加热酸浸稀土精矿的浸出率提高,其浸出的最佳条件为:焙烧温度220℃,酸矿比1.5,焙烧时间8 min;此条件下的稀土浸出率为92.55%,且水浸渣中的钍未生成焦磷酸钍,可用于下一步提取。与现行的稀土精矿硫酸高温焙烧生产工艺和常规的低温酸浸焙烧工艺相比,微波焙烧低温酸浸工艺更具优势,在保证稀土较高浸出率和后续工艺能回收钍的基础上,将焙烧时间缩短为常规低温酸浸工艺浸出时间的1/15,从而提高了浸出效率。     

低品位钼精矿热压碱浸—浮选工艺回收钼试验

针对非标钼精矿,利用热压碱浸过程中硫剧烈氧化释放热量进行自热反应,在碱用量为钼精矿质量的1.2%、液固比7、搅拌强度750r/min、充氧气、总压1.6MPa、温度160℃条件下浸出2h,钼浸出率为96.94%,氧化渣含钼可降到5%左右。自热氧化渣经一次粗选一次扫选两次精选后,可获得产率15.30%、钼品位36.30%、回收率89.18%的钼精矿,浮选尾矿钼品位可降到0.40%。氧化渣浮选精矿按50%比例返回自热浸出,钼浸出率可达96.17%。自热浸出—浮选联合工艺可将钼精矿中钼的回收率提高到99.48%以上。     

低品位氧化钼精矿常压碱浸试验研究

根据钼精矿品位低、钼的氧化率高的特点,进行了常压碱浸条件试验研究,钼的浸出率达到95%以上,氧化钼基本全部漫出.同时进行了钼的连续浸出试验研究,结果表明,碳酸钠在浸出过程中对钼的漫出起作用而且并未消耗,以此制定了多段连续浸出工艺,使碳酸钠的用量下降,浸出液的钼浓度得到提高.     

从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中氰化浸出金银的试验研究

进行了从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中氰化浸出金银的工艺试验研究.研究表明,采用RMD对含砷金精矿的二段焙烧酸浸渣进行预处理,可除去大部分砷和部分铅,使金、银的氰化浸出率比常规工艺分别提高4.51%和51.30%,其经济效益显著.     

铜精矿焙烧浸出的探索试验

介绍了来宾华锡冶炼有限公司铜精矿焙烧浸出的探索试验,重点介绍焙烧脱硫砷和浸出除铁工艺.采用铜精矿焙烧法脱硫砷,铜精矿经低温和高温两段焙烧,铜焙砂中的残硫在1.09%~0.45%之间,含砷在1.08%~0.73%之间.脱硫率达到90%~95.65%,脱砷率在54.43%~69.19%之间.而升高温度对铜浸出有利;浸出终酸越高对铜的浸出越有利.通过试验,提高了铜浸出率、减少铁砷浸出的可行性,为下一步硫渣提铜工序技术改造提供技术支持.     

低品位含铜钼精矿综合回收新工艺研究

采用焙烧—二段氨浸—萃取—反萃—铜电积—硝酸沉钼工艺流程处理低品位含铜钼精矿,最终产品为电解铜和钼酸铵。结果表明,铜回收率达到95%以上,钼回收率达到93%以上,产品均达到国标一等品标准。     

含铅钼矿综合回收新工艺研究

陕西洛南县含铅钼矿床矿石工业类型主要为细粒级碳酸岩脉型钼(铅)矿石,其钼平均品位0.06%～0.078%之间,铅品位0.14%～0.25%。本研究采用选冶联合新工艺,使该资源中的有价金属钼、铼和铅金属获得了高效综合回收与利用。新工艺采用柴油作钼的捕收剂、再磨时加活性炭脱药、磷诺克斯抑制铅、钼精矿湿法除铅等技术,获得了53%的高品位钼精矿。彻底解决了矿山钼精矿品位低、含铅量高、冶炼高铅钼精矿污染环境等生产难题。对钼中矿采用石灰作矿浆pH调整剂、糊精作黄铁矿抑制剂、硫化钠作方铅矿活化剂,乙基黄药与戊基黄药组合药剂作捕收剂、2#油作起泡剂、水玻璃作脉石矿物抑制剂,经3段浮选分离使钼矿中的铅得到高效分离回收,获得了铅品位为60%的铅精矿。     

内蒙古某大型铜钼矿新型铜抑制剂探索试验研究

内蒙古某大型铜钼矿分离入选铜品位在20%左右、钼品位在1.0%左右,降低铜钼分离药剂成本作为降本增效的突破口,联合某科研院所共同开展铜钼分离新药剂的研究与开发,新型抑制剂是一种新型低毒抑铜的有机药剂,用量少,无污染,易分解等优点。根据科研院所提供新型抑制剂试验数据开展乌山小型试验验证。主要是针对提供的新型抑制剂药剂制度开展条件试验并与生产现场铜钼分离药剂制度下的铜钼分离指标进行对比,使铜钼分离各项指标稳定并提高;新型抑制剂铜钼分离闭路试验最终得到钼作业回收率为90.17%,钼中含铜0.858%,含钼41.670%的钼精矿,钼精质量优于现有铜钼分离药剂制度(硫氢化钠与M8)指标。     

乌山铜钼矿高次生铜矿石铜钼分离关键技术研究与应用

针对乌山铜钼矿矿石中次生铜矿物含量高,及其选矿厂设备选型配置、工艺流程结构不合理等问题,进行了技术研究和流程改造。通过对其工艺参数及技术条件的优化,对现场分离设备重新选型和设计,解决了流程无法实现连续稳定生产等突出问题,使设备选型和流程结构满足了生产要求,为铜钼成功分离奠定了良好的基础。经工艺流程的改造优化,铜钼分离钼精矿品位和钼回收率均达到投产以来最好水平,其中钼精矿品位累计为48.48%,累计含铜1.49%,钼回收率由改造前的30.58%提高到81.82%;且铜钼分离流程运行稳定,经济效益显著。     

铜钼混合精矿高效分离试验研究与应用

为提高铜钼分离效率,在小型试验和流程考查的基础上,对多宝山铜(钼)矿铜钼分离工艺进行了改进和药剂制度优化,将粗扫选流程由一次粗选、两次扫选改为两次粗选、一次扫选,捕收剂由煤油调整为煤油+废机油。工业生产表明:改造后,钼精矿钼品位、铜品位分别为45.939%、1.862%,铜精矿铜品位、钼品位分别为20.830%、0.143%;铜钼分离作业钼回收率提高至85%左右,钼综合回收率超过70%,较改造前钼综合回收率(59.60%)提高了10百分点左右,实现了选矿作业“能收早收”的目的;同时对废机油进行了回收利用,节约了选矿成本,提高了经济效益。     

某高氧化率铜矿综合回收硫化铜选矿工艺技术研究

某高氧化率铜矿含铜3.48%,铜氧化率为59.15%。采用直接浸出工艺时,矿石中的大部分硫化铜矿物因无法浸出而损失到尾渣中,导致矿石铜浸出率较低。为了解决该问题,对矿石中的硫化铜资源进行选矿工艺技术研究,从而提高资源利用率。针对矿石中含泥矿物较多,对浮选过程干扰严重,选矿指标相对较差等问题,采用戊基黄药+BK402组合捕收剂及“一粗两扫四精+精扫选”工艺,实现了该矿物中硫化铜矿物的有效回收,闭路试验获得的指标为：铜精矿产率3.74%,铜品位35.62%,酸溶铜品位3.61%,铜回收率38.07%。研究为该类型铜资源的开发利用提供了参考依据。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

铜旋浮冶炼电收尘烟灰脱砷工艺研究

阳谷祥光铜业有限公司采用旋浮熔炼工艺冶炼铜精矿,随着入炉铜精矿含砷的提高,电收尘烟灰中的含砷量也随之提高,砷在系统中不断循环,使阳极板中砷含量超标,影响阴极铜的质量。公司利用前期试验期间的保存样品进行了砷提炼试验,该提炼工艺包含水浸和酸浸两个过程。水浸试验表明铜烟尘经过水浸,烟灰中67.5%的铜和69.9%的锌被优先脱除,97.94%的砷被富集至水浸渣中。酸浸试验表明在液固比(体积∶质量)5∶1、硫酸浓度200 g/L、反应温度85℃、浸出时间4 h的条件下,砷浸出率可达到92.26%;洗涤后烟尘中Cu、Sb、Bi、Zn、Fe等杂质元素的浸出率较高,对砷进行回收时,应注意净化除杂及防止重金属污染。