硫酸烧渣综合利用试验研究

为避免硫酸烧渣对环境的污染,以硫酸烧渣为原料,通过添加活性还原剂,用废硫酸直接还原浸出铁并制铁黄,而后用以P204为主体的三元萃取剂萃取回收浸液中的铜,用全泥氰化和锌粉置换工艺从浸渣中提取金银,较经济有效地回收利用了烧渣中的有价金属,铁,铜和金的回收率分别达到了93.31%,80.78%和90.18%。     

硫铁烧渣氨浸铜过程研究

硫铁烧渣富含铁、金、银、铜等有价金属,具有重要的综合回收利用价值,其硫酸浸出回收铜时,会造成铁的损失,且增加了后续氰化回收金银保护碱的消耗,生产成本高,为解决此问题,本文创新性地提出了硫铁烧渣氨浸铜过程研究。结果表明,浸出时间、矿浆pH值、液固比、搅拌速率和浸出温度对硫铁烧渣中Cu的浸出率有显著影响;最佳工艺条件为：pH值10.81,液固比7:1,浸出时间1 h,搅拌速率600 r/min,温度(20±2) ℃,在此条件下,铜的浸出率为82.66%。本研发技术避免了铁的浸出,氨浸渣铁品位得到提高,有利于制团炼铁;氨浸在常温下进行,降低了能耗;氨浸减少了氰化浸金银保护碱的消耗,降低了生产成本。     

某含金、银黄铁矿综合利用试验

为高效综合利用某含金、银黄铁矿精矿,在对其矿石性质研究的基础上,试验研究采用提纯—焙烧预处理—烧渣氰化浸出贵金属的工艺。浮选预处理抛尾得到了含金1.22 g/t、银50.41 g/t、硫50.26%,金、银、硫回收率分别为97.82%、96.53%、95.47%的高品位黄铁矿精矿。高品位黄铁矿精矿经焙烧预处理,烟气用于制酸,烧渣通过氰化浸出回收金、银,获得了金、银浸出率分别为71.99%、64.35%的较好指标。氰化浸渣含硫0.22%、铁品位为65.82%、二氧化硅含量为3.24%,符合铁精矿质量标准,实现了金、银、硫、铁等有价金属元素的综合回收,对矿业资源的综合利用和可持续发展具有重要的现实意义。     

从铅冰铜中高效选择性提取铜的工艺研究

采用高温高压纯氧氧化法选择性提取铅冰铜中铜, 研究了硫酸用量、浸出温度、反应时间、液固比、氧气压力、搅拌速度以及分散剂木质素用量对铜浸出率的影响及对浸出液中铁含量的影响。铅冰铜经氧压浸出后进行液固分离, 铅冰铜中的铜进入液相中, 绝大部分铁以赤铁矿的形式与铅、银、金等有价金属一起进入渣相中; 浸出后的硫酸铜溶液经调酸后直接进行旋流电解可得到合格的阴极铜产品, 浸出渣返回铅冶炼系统综合回收铅、银、金等有价元素。高温氧压浸出铅冰铜, 铜浸出率可达93.5%, 阴极铜产品质量达到99.975%, 有效实现了铅冰铜中铜的选择性提取。     

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。     

铅阳极泥H2SO4 NaCl选择性浸出研究

采用选择性脱铜—H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋—硝酸脱铅—火法熔炼回收贵金属工艺综合回收铅阳极泥中的有价金属。重点介绍了该工艺中H2SO4+NaCl选择性浸锑、铋试验研究。确定了最佳浸出条件:初始硫酸浓度2.5～3 mol/L,NaCl浓度为75～100 g/L,浸出温度80℃,液固比L/S=8/1(mL/g),浸出时间2 h;在该条件下锑、铋、铜的平均浸出率均大于99%,铅的平均浸出率仅1.68%,金银不被浸出,锑、铋、铜得以有效选择性浸出,铅、金、银在渣中得到了有效富集,为后续工艺中硝酸脱铅和贵金属火法综合回收工艺创造了有利条件,解决了传统铅阳极泥湿法综合回收出现的金属分离不彻底,贵金属直收率不高等问题。     

安徽某多金属硫化矿选矿工艺研究

安徽某硫化矿是以硫为主,伴生铜、金、银、铁等多种金属的大型矿山。针对该矿特点,选择铜优先浮选-浮选尾矿磁选铁-硫精矿焙烧制硫酸-硫酸渣氰化浸出金和银的工艺流程,得到铜精矿品位20.39%,硫精矿品位50.85%,金的总回收率80.81%,银的总回收率70.66%,铁精矿品位64.44%的较好选矿指标。研究结果为该多金属硫化矿提供了一套经济合理、技术可行的工艺流程。     

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。     

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。     

从石铜阳极泥中提取金银的研究

广东石铜阳极泥成分复杂,金银含量低,砷含量高,属难处理的物料.采用酸浸和氨浸预处理,再氰化的方法,可有效地回收各有价金属,特别是金、银的回收率高,同时消除了砷对环境的污染.试验指标如下:氰化的浸出率为Au 97%,Ag 94%,回收率为Au 96.6%,Ag 93.3%.该工艺流程简单,适应性强.     

某硫铁矿烧渣的硫脲法浸金银研究

针对某硫铁矿烧渣进行了硫脲法搅拌浸金、银研究,考察了磨矿细度、硫脲浓度、pH值、液固比、搅拌时间、矿浆温度、浸出剂种类对金、银浸出率的影响。结果表明,适宜的搅拌浸出条件为: 磨矿细度-0.074 mm粒级占89%、硫脲浓度15 g/L、pH=2.5、液固比3、搅拌时间7.5 h、矿浆温度50 ℃,此条件下金、银浸出率分别达到84.8%、72.1%。     

从金厂硫脲硫酸溶液中电解-离子交换回收金、银的工业试验

本文叙述了从金厂硫脲硫酸解吸液中电解金、银和用离子交换法从电解尾液中回收金、银的工业试验结果。在所选择的电解条件下,金电积率>99％,银电积率≈98％,合质金含金92％—93％,白银含银97％。选用D61阳离子交换树脂从电解尾液中回收金、银,树脂对金吸附率高,采用氰化钠碱性溶液解吸,金的解吸率为98％。实践证明:回收金、银所选定的工艺参数及流程在技术上和经济上是可行的,适应性较强。     

锡铁山铅锌矿浮选尾矿再选试验研究

含黄铁矿15.59%,金0.29 g/t、银8.28 g/t的锡铁山铅锌矿浮选尾矿具有综合回收利用价值。尾矿再选试验研究表明,在磨矿细度为-0.074 mm占70%,经过一次粗选,可获得含硫42.73%、回收率86.56%,含金1.01 g/t、回收率85.85%,含银31.91 g/t、回收率82.59%的混合粗精矿。该研究对资源综合利用具有较大的理论和现实意义。     

Dissolution of gold during pyrite oxidation reaction

Numerous papers discuss the mechanism of alkaline oxidation of pyrite but there is limited information available describing the actual kinetics of the pyrite sulphide to thiosulphate reaction. A previous investigation in this series determined the rate of sulphide sulphur oxidation and thiosulphate yield in the reaction of pyrite with sodium hydroxide under various testing conditions. The goal of the current study is to validate these rates using two different gold-containing pyrite concentrates. A further objective of the current work is to investigate the simultaneous dissolution of gold with in situ formed thiosulphate during pyrite oxidation.It was found that at 20 psi oxygen overpressure and a temperature of 80 °C, the initial rate of sulphide oxidation and thiosulphate yield were close to 0.08 mol/h and 0.0155 mol/h, respectively. These rates are in agreement with previously published data. However, a shift from linearity occurred when the pH decreased below 12. A rapid decay of thiosulphate was evidenced at pH 8.3–9.2 while E_H was in the range of 22–141 mV. Based on relevant thermodynamic analysis of metastable thiosalts system, such rapid decomposition is not expected at these pH and E_H values. It is believed that the presence of unreacted pyrite acting as a catalyst caused this behaviour. It appears that under mildly alkaline conditions, the rate of oxidation of sulphide to thiosulphate becomes slower than the rate of thiosulphate degradation, which causes a net loss of thiosulphate in the system. The maximum extraction of gold and silver (96% and 75% respectively) was achieved under conditions of pH < 12.     

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。     

某金矿在焙烧—氰化浸出时银的物理化学行为

应用电子探针及扫描电镜 ,对某金矿氰化浸渣中的银球粒进行了成分和形貌研究 ,在此基础上探讨了银球粒的形成机理 ,解释了该类型矿石中的银在焙烧—氰化浸出时大部分不被浸出而进入氰化浸渣的原因     

某硫酸烧渣提纯降杂工艺试验研究

研究某硫酸烧渣的工艺矿物学性质,根据其性质,确定采用筛分—漂洗—细磨—选择性絮凝—反浮选等工艺流程,获得了全铁65.34%、含硫0.037%、含硅5.54%的铁精矿产品。     

云南某铅锌矿浮选试验研究

该铅锌矿铅的氧化率为50.68%,锌的氧化率为11.75%,铅的氧化率较高,铅的回收率很难提高。试验表明采用优先浮选工艺,流程合理,产品指标较高。闭路试验获得品位46.17%、回收率49.40%的铅精矿和品位56.55%、回收率84.17%的锌精矿。氧化铅硫化浮选的效果不好,只能通过其它方法回收。     

以硫铁矿烧渣制备聚合硫酸铁的新工艺

研究利用硫铁矿烧渣为主要原料,采用还原焙烧、硫酸浸取、催化氧化聚合的工艺制取聚合硫酸铁的新方法;探讨催化氧化聚合过程中各种工艺参数的影响,并获得了最佳的工艺条件,在确定的条件下,制备出了性能优良的PFS。     

柿竹园多金属矿生产流程的工艺矿物学评价

根据柿竹园选厂磨矿与选别产品的研究，发现了金属的粒级回收率基本上与粒级的矿物解离度有关。用各种方法已查清了损失在所有产品中Ｗ，Ｂｉ、Ｍｏ的赋存状态，找到了提高Ｗ、Ｂｉ、Ｍｏ金属指标的可能途径。首次发现了一些有价值的金、银矿物存在于某些产品中，以便从这些产品中综合回收金银．