福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

国外某含铜金矿氨氰法选择性浸出提金

国外某含铜金矿碳酸盐含量较高,不宜采用硫酸预浸铜-浸铜渣氰化回收金的工艺。针对该含铜金矿的性质特点,开展了氨氰选择性浸金及浸出贵液臭氧除铜工艺试验研究,研究结果表明:在给矿粒度-0.074mm95%,硫酸铵8kg/t,氰化钠0.4kg/t,石灰4kg/t(pH为9~10),矿浆浓度40%,金浸出率约90.3%;氨氰浸出贵液初始pH=10~11,通入臭氧除铜,铜沉淀率达99.0%,金基本不损失,沉铜渣铜品位33.89%,可以铜精矿形式出售,为该矿的开发利用提供可行的技术方案。     

含金氧化矿石的选矿工艺

<正> 某地含金氧化矿石,用常规的浮选方法回收金时,大量矿泥上浮,浮选过程很难控制;若加入水玻璃分散剂时,不能形成泡沫层,浮选过程难以进行;如直接氰化浸出,氰化物消耗量高达28.4公斤/吨,金的溶解率只有76.81%;为降低氰化浸出时的氰化物用量,提高金的溶解率,在矿石氰化浸出之前用硫酸处理5小时,浸渣氰化浸出8小时,耗酸量70公斤/吨,消耗氰化物3.75公斤/吨,     

某氧化金矿石富氧浸出试验研究

针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95％,氰化物消耗为2．03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96．68％,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99．14％。     

含金硫精矿氰化提金试验研究

采用氰化浸出工艺处理某矿山含金硫精矿,研究了矿石细度、氰化钠用量、浸出时间对金浸出率的影响。试验结果表明,磨矿细度-38μm占90.65%、氰化钠用量5 kg/t、氰化时间24 h条件下,获得最佳的金浸出率为42.12%。在直接氰化最佳条件下,添加硝酸铅用量800 g/t,金浸出率可提高13%。     

某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。     

含铜金精矿铅盐预处理浸金技术研究

为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。     

某浮选金精矿的氰化浸出工艺研究

研究了某浮选金精矿的氰化浸出过程，考察了金精矿粒度、氰化钠浓度、氧化钙浓度、浸出时间及液固比等对该浮选金精矿氰化浸金率的影响。在最佳浸出条件下，其氰化浸金率可达到97％以上。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

磁化浸金溶液提高某低品位金矿石滴淋堆浸效果研究

某低品位金矿金品位为0.65 g/t,滴淋堆浸浸出率较低。为考察磁化处理对该金矿石滴淋堆浸效果的影响,进行了磁化处理条件试验,考察了Ca2+、Mg2+及Na+等杂质离子浓度对溶液磁化前后表面张力的影响,探究了磁化浸金溶液对低品位金矿滴淋堆浸效果的影响及机理。结果表明：①磁化可以降低去离子水的表面张力,磁感应强度为1 T时适宜的磁化条件为磁化时间15 min、水流速度300 r/min,该条件下磁化后去离子水的磁化效果仅维持50 min。②溶液中Ca2+、Mg2+会使溶液的表面张力不同程度的增大,且表面张力随离子浓度的增大而增大,而磁化可以在一定程度上减弱或消除这类离子的影响;尽管Na+的存在也会降低溶液的表面张力,但溶液表面张力受Na+浓度的影响较小。③磁化后的氰化钠浸金液与矿石的接触角更小,磁化有利于氰化钠浸金液在矿石表面的铺展。④浸金液的磁化处理有利于提高矿石的金浸出率,金浸出率由58.04%提高至62.21%,增幅达4.17个百分点。     

何家岩原生金矿石细菌预氧化提金工艺试验研究

何家岩原生金矿石中,金及金的载体矿物粒度微细,采用常规氰化浸出,金浸出率仅23%左右。对浮选金精矿采用细菌预氧化—氰化浸出工艺,金浸出率可达到92.73%。因此,采用浮选—浮选金精矿细菌预氧化—氰化浸出是处理该矿石较为适宜的工艺。     

硫化铜矿加压预氧化浸出行为研究

含铜难处理金矿直接氰化浸出率一般较低, 氰化物耗量大, 需经预氧化浸出除去含铜杂质后再氰化浸出。以硫化铜矿物为研究对象, 在添加氯盐的酸性体系中, 开展了黄铜矿加温、加压预氧化浸出过程研究。探讨了预氧化温度、氧气压力、起始硫酸用量、起始氯化钠浓度等对黄铜矿中铜、铁浸出的影响行为。通过理论分析、浸出液化学分析以及黄铜矿预氧化浸出渣的X射线衍射测试研究了黄铜矿酸性体系预氧化浸出的反应历程和预氧化浸出渣的成分。结果表明, 氧化反应初期, 氧气分压、起始硫酸用量、氯化钠用量越大, 铜越容易被浸出, 而氧化后期氧气压力对铜浸出影响较小。预氧化浸出过程中有Cu₉Fe₉S₁₆、Cu₃₉S₂₈及黄钠铁矾和草黄铁矾生成, 而黄钠铁矾和草黄铁矾为渣中的最终产物。     

某浮选金精矿微波低温预处理助浸试验

为了揭示微波低温预处理对硫化物包裹的微细粒分散金的助浸效果,以福建双旗山浮选金精矿为原料,以微波低温预处理为核心手段,研究了不同助浸条件对金浸出的影响。结果表明,在微波功率为3 kW、预处理时间为6 min（对应的预处理温度为300 ℃左右）,焙渣磨矿细度为-0.038 mm占80%,氰化钠用量为3 kg/t、浸出时间为8 h情况下,金浸出率达到96.49%,高于相应条件下马弗炉低温预处理时金浸出率4.17个百分点;与强氧化剂助浸相比,因为微波低温预处理改变的是矿石的微观结构,而强氧化剂改善的只是浸出过程中溶解氧的浓度,因而微波低温预处理的浸出率要高约2个百分点;微波低温预处理助浸与其他助浸方式比较,可以提高金浸出率、缩短浸出时间。     

广东某含硫铁低品位铜矿石选矿工艺研究

广东某含硫铁低品位铜矿石主要有用元素铜、硫、铁品位分别为0.51%、27.68%、34.07%。铜赋存状态复杂,以次生硫化铜形式存在的铜占总铜的54.91%,水溶性铜占总铜的26.39%,采用常规浮选方法选别铜回收率低。为探索该矿石中铜、硫、铁的高效分选工艺,对其进行了选冶工艺研究。结果表明：原矿磨细至-0.074 mm占72%时,采用pH=3的硫酸溶液为浸出剂,在液固比为4 mL/g、搅拌转速为1 400 r/min、浸出时间为24 h条件下浸铜,可以获得铜浸出率为93.33%的指标;铜浸渣经自来水搅拌洗涤至pH=6以后,以丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1扫硫浮选,可获得硫品位为48.44%、对铜浸渣回收率为95.57%的高品质硫精矿;浮硫尾矿在磁介质为Φ2 mm棒介质、脉动冲程为16 mm、冲次为280次/min、背景磁感应强度为0.6 T条件下,经1次高梯度强磁选选铁,可获得铁品位为51.42%、对铜浸渣回收率为17.02%的铁精矿。以上试验结果说明,采用铜浸出-硫浮选-铁磁选的工艺流程可以实现矿石中铜硫铁的有效分离。     

经改性的电炉贫化铜渣的酸浸—弱磁选试验

某铜冶炼厂的电炉贫化渣铜、铁含量分别为1.24%和31.80%,主要可见铁橄榄石相和磁铁矿相。为了确定该电炉贫化渣的开发利用工艺,进行了工艺条件研究。结果表明,铜渣在磨矿细度为D90=52.6μm,硫酸的浓度为150 g/L,过氧化氢添加量为150 m L/kg,液固比为5 m L/g,浸出温度为60℃,浸出时间为60 min,弱磁选磁场强度为160 k A/m情况下,可获得铜浸出率为67.15%,铁精矿铁品位为56.01%、铁回收率为62.38%的试验指标,可较好地实现该资源中铜、铁的回收。     

广西某低品位金矿氰化浸出助浸剂实验研究

广西某低品位金矿石含金量为1.29 g/t，脉石矿物以石英为主，有色金属铜、铅、锌等及有害元素砷的含量极低。对该矿石进行氰化浸金实验研究，分别考查磨矿细度、溶液pH值、氰化物用量、搅拌转速、浸出时间对金浸出效果的影响；通过单矿物氰化助浸实验，确定多种助浸效果较好的助浸剂，并按同一比例混合，获得了三种新型助浸剂A、B、C；针对广西某低品位金矿石，进行氰化浸出助浸实验。结果表明，矿样细度-0.074 mm 93.27%，溶液pH值为10.5，氰化钾用量为4 kg/t，搅拌转速为1500 r/min，浸出时间为24 h的实验条件下，金的浸出率为92.58%；而氰化钾用量减少至3 kg/t，其余条件不变的情况下，加入新型助浸剂A浸出18 h后，金的浸出率可达93%。新型助浸剂的加入有效地提高了金的浸出率，同时将氰化物的损耗降低了25%，浸出时间缩短了6 h以上。     

磁场强化某硬岩铀矿浸出试验研究

针对江西某花岗岩型难浸硬岩沥青铀矿石,采用常规稀硫酸浸出时稀硫酸、双氧水药剂消耗大,浸出时间长,铀浸出率较低的问题;为了提高该难浸硬岩铀矿的浸出率,通过采用稀土永磁内磁处理器对稀硫酸进行磁化处理后再进行浸出铀的对比试验。试验得出：在磁场强度为610KA/m、磁化时间45min、细度-0.295mm含量占88%、硫酸浓度为21%、H2O2用量为0.7%、浸出时间3.5h的条件下,最终获得了浸出矿渣含铀0.0092%、铀浸出率为91.24%的试验指标。与常规条件下铀浸出试验对比,铀浸出率提高了8.99%,浸出矿渣含铀量减少0.0168%,并且稀硫酸浓度降低2%,H2O2用量减少0.1%,浸出时间缩短0.5h。磁场强化硬岩铀矿浸出工艺为硬岩铀矿浸出技术提供了新的强化浸出方法,同时也为同类型矿山的浸出工艺技术提供技术参考。     

高硫高砷金精矿高压预氧化-氰化提金工艺研究

使用酸性高压预氧化-氰化提金的工艺方法,处理高硫高砷含有机碳的金精矿,使金的浸出率从10%提高到97%左右。为了优化工艺参数,对影响预氧化和氰化效果的因素进行了考查,同时也对预氧化后的含砷酸性废水的综合处理进行了研究。