焙烧氰化尾渣回收金银研究

研究从青海滩涧山氰化尾渣回收金银的过程。结果表明,采用焙烧、加煤焙烧、中温氯化焙烧、硫酸预处理工艺效果均不理想,而采用高温氯化法时金银回收效果良好。在氯化钙添加量5%、焙烧温度1 200℃、焙烧时间1 h时、金挥发率达到89.57%,银挥发率53.46%,同时,铁基本不挥发,砷有少量挥发。     

氰化尾渣氯化焙烧回收有价金属的试验研究

采用氯化焙烧工艺,研究从云南某黄金矿山氰化尾渣中回收有价金属的过程,主要研究内容为氯化剂用量、还原剂用量、焙烧温度和焙烧时间对有价金属挥发效果的影响,得到的最佳工艺参数为:氯化钙用量3%、还原剂9%、焙烧温度1 000℃、焙烧时间40 min,在此条件下,氰化尾渣中Au、Ag、Pb、Zn和Cu有价金属挥发率分别为81.30%、84.49%、97.59%、72.44%、66.00%。     

焙烧氰化渣氯化挥发提金的研究

对山东某焙烧氰化渣进行了氯化挥发提金的研究,将原料配入CaCl₂造球、烘干,将球团在不同条件下焙烧,分析焙烧前后的元素含量变化。结果表明：氰化渣中配入4%的CaCl₂造球烘干,在1 050 ℃下焙烧,金挥发率能达到85.93%,且在该温度下未发生熔融,证明使用氯化挥发法提取焙烧氰化渣中的金是可行的。实验中还发现,CaCl₂的分解温度远低于适宜的挥发温度,因此升温时间、中温停留时间过长会导致CaCl₂提前分解,影响金的挥发。     

山东某焙烧氰化尾渣综合回收工艺研究

针对山东某焙烧氰化尾渣的性质,采用高温氯化焙烧工艺对其进行了综合回收试验研究。结果表明:在氯化钙添加量7%、焙烧温度1 100℃、焙烧时间2 h的工艺条件下,有价金属Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到97.52%、71.78%、85.92%、98.59%、93.81%,指标较好。同时,根据试验结果提出了尾渣综合回收有价金属的工艺流程,为后续研究奠定了基础。     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

焙烧氰化尾渣有价金属回收试验研究

辽宁新都黄金有限责任公司焙烧氰化尾渣中具有回收价值的有价组分主要为金、银、铜、铅、锌等。针对其尾渣性质,采用氯化焙烧工艺进行有价金属回收试验研究。结果表明:在氯化钙添加量7%、氯化焙烧温度1 100℃、时间1.5 h的工艺条件下,有价金属Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到92.25%、75.81%、82.66%、99.31%、91.06%。通过梯度升温干燥等措施,可以有效提高干球团强度。     

掺杂湿法镍冶炼废渣制备新型建材陶粒研究

本研究采用含镍废渣搭配粘土、铁渣、木屑制备建筑轻集料陶粒,考察了各物料配比、焙烧温度、焙烧时间对烧成陶粒的影响。得到适宜的工艺条件为:含镍废渣掺入比为10%~12%,铁渣掺入比为40%~43%,木屑掺入比为7.8%~9.2%,预热温度500℃,预热时间2~3min,焙烧温度1150~1200℃,焙烧时间5~10min。结果表明:陶粒堆积密度<300 kg/m³粒级,吸水率、烧失率、煮沸质量损失等性能均满足国家标准要求,实现了工业固体废弃物的资源化利用。     

低品位焙烧氰化尾渣物相研究与综合利用

氰化尾渣具有产生量大、回收利用难、危害性大、回收价值高等综合性特点，不同来源的氰化尾渣具有不同的元素赋存状态，因此需要采用不同的处理技术。探究了焙烧氰化尾渣的物相组成，水不溶相主要为铁的氧化物、氧化不完全的硫化物和部分硫化物形成的复合锍粒；水溶相为含量约7%的钠-钙的硫酸盐。研究了金铁溶解相关性，发现尾渣中的多孔赤铁矿结构包裹了金，王水溶出过程中，金铁浸出率具有基本相似的趋势，因此，采用还原焙烧-氰化处理方案，在焦炭用量7%、焙烧温度650 ℃、焙烧时间2 h，浸出矿浆浓度25%，矿浆pH为10.5，氰化钠浓度8‰，浸出时间24 h的条件下，金的渣计浸出率为76.43%。     

贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣提金试验研究

贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣金品位为2. 06 g/t,回收利用其中的金,减少尾渣堆存,具有重要的资源和环境意义。通过XRD及电子探针等分析方法对氰化尾渣中金的分布与嵌布特征进行分析,采用氧化焙烧—硫脲浸金工艺回收氰化尾渣中的金,并对试验条件进行优化。结果表明:在氧化焙烧温度500℃、焙烧时间1. 5 h,硫脲用量37. 50 kg/t、FeCl_3用量11. 25 kg/t、pH=4、液固比4∶1、常温(22℃)常压浸出1 h条件下,氰化尾渣金浸出率达92. 18%。该研究为微细浸染型金矿石氰化尾渣提金技术的工业化应用提供参考。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

通过试验提出一种从焙烧氰化尾渣中回收金、银的工艺方法。该工艺是将氰化尾渣加添加剂再磨至-400目含量大于95%,以除去矿样中的砷,并使氰化尾渣中脉石包裹的金、银暴露;然后用30%除杂剂加热浸取杂质,并除去金矿物表面的钝化膜。处理后的矿样采用氰化法进行浸取金、银。试验结果表明,该工艺可使焙砂氰化尾渣中金、银的氰化浸出率分别达到65.00%和41.49%。     

泉山金矿氰化尾矿焙烧—超声波强化硫脲提金试验研究

对泉山金矿氰化尾矿进行了焙烧预处理—超声波强化硫脲浸金试验研究。其结果表明：该尾矿经焙烧后硫脲浸出,金的最高浸出率比未焙烧时提高了45.12%;尾矿焙烧后再经超声波强化硫脲浸出,金的最高浸出率进一步提高了9.6%,达到77.5%,且大大缩短了浸出时间,提高了浸金效率。     

黄金冶炼氰渣火法处理研究现状及展望

焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。     

新型环保浸金剂在金兴矿业公司的试验应用

金兴矿业公司采用原矿焙烧、焙砂氰化浸出提金工艺,在日益严峻的环保形势下,亟需寻求新型环保浸金剂替代剧毒氰化钠。通过小型试验和半工业试验,考察了新型环保浸金剂CG505A替代氰化钠的可行性。结果表明:在原有氰化钠浸出系统不变的情况下,CG505A可对等替代氰化钠进行连续生产,浸出效果良好;CG505A浸出尾矿浆滤饼毒性浸出分析中16项指标全部达标且远低于限值,浸出尾矿浆无需治理即可达到一般固废堆存标准;CG505A生产成本比氰化钠节省50.95元/t,经济效益和环保效益显著。     

某金精矿冶炼厂氰化尾矿浆综合处理试验研究

根据某金精矿冶炼厂氰化尾矿浆中氰化物质量浓度较高的特点,开展综合处理试验研究。采用3R-O法、Colt’s法和臭氧氧化法组合工艺回收处理氰化尾矿浆中的氰化物和SCN^-,并对试验条件进行了优化。试验结果表明:氰化尾矿浆中的总氰化合物质量浓度降至2. 86 mg/L,去除率达99. 82%,SCN^-质量浓度降至2. 04 mg/L,去除率达99. 95%,压滤液可回用到氰化浸出工艺;处理后的氰渣达到了HJ 943-2018 《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求,可实现尾矿库堆存。该研究为氰化尾矿浆无害化处理工程化应用提供数据参考。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究。化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t。工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金。浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明：粗选在Na₂CO₃用量为500 g/t、（NaPO₃）₆（六偏磷酸钠）用量为50 g/t、CuSO₄用量为75 g/t、异戊基黄药+丁铵黑药用量为120 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下,通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程,可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿。在金精矿磨至-0.037 mm占70.12%的条件下,直接浸出率为41.60%,金的浸出效果不理想,主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致;金精矿氧化焙烧—氰化浸出的合适条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h,在此条件下金的氰化浸出率为73.76%,与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率为41.60%）相比,金的氰化浸出率提高了32.16%。     

含氰尾矿洗脱试验研究

针对某黄金生产企业含氰尾矿进行水洗试验研究,分析尾矿中氰化物的分布状况和存在形态,考察液矿比、洗脱次数、搅拌速度、洗脱时间、pH等对氰化物洗脱率的影响,并采用长春黄金研究院自主研发的含氰尾矿洗涤药剂CHXT01进行对比试验。试验结果表明:含氰尾矿中氰化物的药洗效果比水洗好;在液矿比3∶1、搅拌速度800 r/min、药剂投加量0.2 g/L、洗脱时间0.5 h、洗脱1次条件下,可将含氰尾矿洗脱至第Ⅱ类一般工业固体废物;在液矿比5∶1、搅拌速度800 r/min、药剂投加量0.2 g/L、洗脱时间0.5 h、洗脱2次条件下,可将含氰尾矿洗脱至第Ⅰ类一般工业固体废物。试验可为黄金生产企业含氰尾矿的工程处理提供参考。     

提高含砷金精矿两段焙烧焙砂中金浸出率的研究

对目前含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产流程中的焙砂及烟尘进行了提金试验研究。研究表明,焙砂及烟尘中含有未分解的黄铁矿颗粒、分解不完全的FeS相以及未分解完全的磁黄铁矿的存在是影响氰化浸出率及氰化物的消耗的主要原因。对焙砂进行氰化浸出,渣金品位为4.28 g/t,金浸出率为89.15%,当焙砂再焙烧-细磨-氰化浸出时,再焙烧焙砂金的氰化浸出达到92.61%,渣中金品位2.92g/t。     

氰化尾渣中金的回收及无害化处理试验研究

湖南某地区的氰化尾渣中含有一定的氰化物、砷化物(0.42%)及少量的金(1.2 g/t),若直接堆存,不仅污染环境,而且浪费资源。该文采用浮选法对氰化尾渣中的金和砷进行了综合回收试验研究,其结果表明:氰化尾渣经再磨矿后,通过浮选工艺处理,所得粗金精矿中金品位为66.07 g/t,金回收率为63.06%,最终排放尾矿中砷质量分数为0.17%,砷回收率为70.37%。同时,尾矿中加入漂白粉后,经泵扬送至尾矿库,库内澄清水返回选矿厂循环利用,实现了尾矿废水零排放。