从刚果（金）某老尾矿中综合回收有价元素的试验研究

刚果(金)矿产资源丰富,老尾矿储量巨大,(金)某老尾矿含有硫化铜矿物主+要有蓝辉铜矿、斑铜矿、铜蓝和黄铜矿,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石;钴矿物主要为硫钴矿和钴华。浮选试验采用石灰作为矿浆pH值调整剂、水玻璃和MA作为分散和抑制剂,NS4作为活化剂,丁基黄药作为捕收剂,综合回收硫化铜矿物、钴矿物及金银矿物。浮选尾矿采用湿法冶金浸出铜钴矿物。试验获得铜精矿铜品位32.13%,钴品位4.55g/t,金品位5.93g/t,银品位66.78g/t,全铜回收率为38.82%,非酸溶铜回收率为81.88%,钴回收率为45.55%,金回收率为48.48%,银回收率为38.97%。浮选尾矿铜浸出率为76.17%,酸溶铜浸出率为96.04%,钴浸出率为71.10%。选冶联合工艺铜总回收率为85.42%,钴总回收率为84.26%。采用浮选-浮选尾矿湿法浸出的选冶联合工艺,实现老尾矿中有价元素综合回收。     

国外某难选氧化铜矿选冶联合试验研究

研究探索了某氧化铜的选别工艺,主要研究了选-冶联合工艺和冶-选联合工艺。采用选-冶工艺,先浮选再湿法冶金,获得铜精矿产率10.2%,铜精矿品位23.72%,铜精矿含金10.1g/t,含银118.6g/t,铜回收率60.76%,金回收率66.4%,银回收率61.2%;另浮选中矿单独酸浸处理,获海绵铜产品产率0.268%,含铜80%,对原矿回收率5.26%。采用冶-选工艺,先湿法冶金后浮选工艺,获得海绵铜产品产率3.87%,含铜80%,对原矿回收率76%。浸出渣浮选获得铜精矿产率2.68%,铜精矿品位14.32%,铜精矿含金37.35g/t,含银438.8g/t,对原矿铜回收率10.98%;金回收率65%,银回收率60%。两种工艺皆可行。     

某金矿尾矿综合回收试验研究

某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明：浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收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。     

从刚果(金)某低品位氧化铜钴矿石中浸出铜钴试验研究

研究了采用直接酸浸法处理刚果(金)某低品位氧化铜钴矿石，考察了磨矿细度、液固体积质量比、硫酸用量、浸出温度和时间对铜、钴浸出的影响。在磨矿细度-74μm占85%、液固体积质量比4∶1、硫酸用量150 kg/t、浸出温度60℃、浸出时间90 min条件下，铜、钴浸出率分别为87.32%、85.52%,渣率为90.4%,实际酸耗量为129.66 kg/t,铜钴回收效果较好。     

从铜混合矿中回收铜的试验研究

某矿石为铜混合矿石,铜的氧化矿物有孔雀石、硅孔雀石和蓝铜矿,硫化铜矿物主要有辉铜矿和少量的蓝辉铜矿、铜蓝和黄铜矿等。试验采用选冶联合工艺流程,浮选回收硫化铜矿物,浮选尾矿采用湿法冶金浸出氧化铜矿物。试验矿石中铜品位为2.55%,铜氧化率为72.94%。浮选作业全铜回收率为22.05%,硫化铜中铜回收率为77.28%,浮选尾矿湿法冶金氧化铜作业浸出率为96.74%,选冶总回收率为91.69%。     

从湿法炼锌浸出渣中回收镓的试验研究

研究了采用回转窑还原挥发-磁选富集-硫酸浸出法从湿法炼锌浸出渣中回收镓.结果表明,对镓品位543 g/t的某湿法炼锌浸出渣,在1 100℃温度下还原焙烧150 min,得到镓品位大于1 500 g/t的镓铁精矿,镓回收率不低于90%.镓铁精矿用10%的H2SO4溶液浸出7 h,镓浸出率可达98%.     

刚果（金）某铜钴资源综合利用生产调试总结

刚果(金)某铜钴资源综合回收利用处理原料由难选铜钴矿和现有浮选厂旋流器分级细泥、浮选低品位氧化铜精矿、铜浮选尾矿再磁选的精矿混合而成。项目设计规模3 500t/d,年产阴极铜5万t、氢氧化钴11 236t(钴金属3kt)。2018年3月24日项目动工。2019年9月,铜回收率和产铜量实现达标达产,当月产铜4 250.47t,铜回收率90.27%,硫酸、焦亚硫酸钠、絮凝剂耗量和电流效率等主要技术指标也优于设计值,9～12月累计吨铜综合成本2 983.13美元、付现成本2 218.77美元;吨钴综合成本13 442.57美元、付现成本10 041.79美元。     

难处理金矿选矿试验研究

对难处理卡林型混合金矿石进行试验研究,得到处理该矿石合理的工艺流程及药剂条件。即采用细磨后强化浮选自然金及硫化物、浮选尾矿氰化回收氧化物的联合选别工艺,经实验室开路流程得到含Au品位55．89g/t,Au回收率70．08％的金精矿。浮选尾矿直接常规氰化浸金,Au作业浸出率91．5％。联合选别Au综合回收率90．4％。     

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明：采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

湿法冶炼铅银渣中回收铅银锌实验探索

对难选湿法冶炼铅银渣采用高温高酸浸铁,水洗浸出渣,浸出渣通过硫化,采用异步浮选流程,添加适宜的多元药剂,严格控制工艺参数和技术措施,在闭路实验中获得铅精矿铅品位43.49%、银品位370.85 g/t,铅回收率75.18%、银回收率70.34%的选别指标,使得湿法冶炼废渣回收利用提供最有利的技术保障。     

铜绿山难选氧化铜矿石制粒堆浸新工艺研究

按照常规硫化浮选工艺处理铜绿山难选氧化矿，选铜回收率一般为40％。采用制粒堆浸新工艺处理该矿石，铜浸出率可达到69．51％，金浸出率为72．46％。基于此，推荐了酸化制粒浸铜-氰化浸金-浸出渣回收铁的原则工艺流程。     

从某含砷难选镍矿石中回收镍试验研究

研究了采用浮选—浸出工艺从某难选镍矿石中回收镍。试验结果表明:通过浮选,可获得品位为6.55%、回收率为69.92%的镍精矿;对于浮选尾矿,用质量浓度为120g/L的硫酸溶液,在液固体积质量比5∶1、常温条件下浸出60min,镍浸出率为92.57%;镍综合回收率为97.77%,回收效果较好。     

小秦岭难选铜矿石选冶联合处理试验研究

针对小秦岭难选铜矿石采用选冶联合处理工艺,研究了浸出酸浓度、酸浸时间、矿石细度、硫抑制剂石灰用量、混合精矿分选次氯酸钙用量。得到选冶全流程最佳工艺参数为:酸浸硫酸浓度1.5%、浸出时间2 h、矿石细度-74μm占比85%、粗选石灰4.5 kg/t、铜硫分选抑制剂次氯酸钙用量3 kg/t。通过"浸出-置换-浮选"的选冶联合处理工艺,最终获得铜精矿品位5.03%,回收率为93.28%;硫精矿品位50.23%,回收率为49.71%。     

低品位氧化铜矿浸铜试验研究

随着铜矿资源的日益贫化以及低品位难选氧化矿的增多,低品位氧化铜矿的开发利用就显得更加迫切重要。本试验用低品位氧化铜矿作为研究对象,通过物相分析,该氧化铜矿中铜氧化率达到93.30%。对原矿进行硫酸浸出条件试验研究,确定最佳浸出条件为:颗粒细度-120目、硫酸用量82.5 kg/t、浸出时间1 h、终点p H值0.5~1.0,铜的浸出率可达到85.0%。并对原矿进行了浮选研究,使金得到很好富集。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究

对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明：在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。     

云南某贫硫化物难处理金矿石选别试验研究

云南某难处理金矿石具有嵌布粒度较细、包裹金含量多、有机碳活性高等特点,矿石工艺类型为贫硫化物碳酸盐型难处理金矿石。试验研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等条件对该矿石选别指标的影响。结果表明：采用氰化浸出,浸渣金品位为1.45 g/t,金浸出率为21.62%;采用氰化浸出—浮选联合工艺得到的混合精矿金品位为13.79 g/t,总金回收率为76.46%,对处理同类型矿石具有指导价值。