磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

难浸金精矿硫脲浸金试验研究

讨论了某难浸金精矿的相关性质,分析了硫脲浸出剂的浸金机理,明确了硫脲浸金工艺流程。通过试验,分析了焙烧工艺、磨矿细度、硫脲用量、矿浆pH值、矿浆温度和浸出时间等影响因素,确定了硫脲浸金最佳工艺参数。在最佳工艺参数条件下,获得了金浸出率超过93%、银浸出率超过94%的工艺指标。     

采用磁场强化浸出提高某含铜难浸金矿浸出率的试验研究

某含铜难浸金精矿常规硫脲浸出率仅48.71%,采用细菌预处理及磁场强化浸出后金浸出率可达92.86%。在常规硫脲浸出、低氧细菌预处理及氧化渣浸金试验中添加磁场可明显促进金的浸出,提高浸出率。     

低品位含金硫精矿硫脲法浸金试验研究

试验研究结果表明,该低品位含金硫精矿用硫脲法浸金在技术上是可行的。当试样磨至-0.044mm90%,经稀硫酸预浸后进行硫脲浸出,硫脲用量为5g/t、浸出时间为6h时,金的浸出率达81.09%。     

某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺

详细介绍了生物预氧化技术的原理、硫脲浸金法的反应机理和研究进展,以及生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺的研究现状及其应用前景。采用生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺处理新疆某低品位难处理金矿,对影响硫脲浸金的因素进行了实验探索,得到了该体系下较优的硫脲浸出条件为:温度25℃、pH值1.5、液固比5∶1、硫脲浓度25kg/t、浸出时间5h、搅拌速度350r/min,金浸出率最高可达97.84%。     

刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t_矿、亚硫酸钠用量20 kg/t_矿、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。     

酸性硫脲浸出废旧手机线路板中金的研究

采用硝酸氧化预处理-酸性硫脲浸金法浸出废旧手机线路板中金, 考察了物料粒度、氧化剂Fe₂(SO₄)₃质量分数、pH值、硫脲浓度、温度等因素对酸性硫脲浸金过程的影响, 结果表明: 物料粒度越小, 金浸出率越高; 当氧化剂Fe₂(SO₄)₃用量0.3%、pH值1.5、硫脲浓度12 g/L、温度30 ℃, 磁力搅拌反应2 h, 金浸出率为88.54%。硝酸氧化预处理-酸性硫脲浸金工艺能高效、无毒地浸出手机线路板中的金, 为“城市矿山”开采提供技术支撑。     

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。     

提高含铜难浸金矿金浸出率的细菌预处理研究

江西某含铜难浸金矿的金精矿常规金浸出率仅48.71%,采用富氧细菌氧化预处理后金浸出率可达91.67%。鉴于富氧、低温控制工艺的高要求不宜实际推广,研究中开展了低氧细菌预处理试验,并引入磁场强化预处理,达到金浸出率91.72%的较理想指标。同时,对磁场强化细菌预处理过程的机理进行了分析探讨。     

高砷金精矿硫代硫酸盐浸出试验研究

以某高砷金矿经两次粗选—两次精选—四次扫选选别得到的含金24.6g/t的金精矿为原料,采用响应曲面法对该金精矿硫代硫酸盐浸出过程进行优化分析,同时探索了S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度等因素对浸出效果的影响。结果表明,浸出溶液中的S_2O_3~(2-)、NH_4~+和Cu~(2+)浓度对金浸出率的影响程度依次是[S_2O_3~(2-)]>[Cu~(2+)]>[NH_4~+]。在浸出时间4h、浸出温度40℃、矿浆pH值10、搅拌速度300r/min、硫代硫酸钠浓度0.5mol/L、硫酸铵浓度1.0mol/L、铜离子浓度为0.035mol/L条件下可获得最佳的浸出效果,最佳金浸出率为90.28%,可实现该高砷金精矿中金元素的有效回收。研究结果可为解决该类型浮选金精矿浸出方案和高砷金精矿硫代硫酸盐浸金工艺提供参考。     

难处理含砷金精矿的生物预氧化—硫脲浸金工艺研究

本文用氧化亚铁硫杆菌（Ｔｈｉｏｂａｃｉｌｕｓｆｅｒｒｏｏｘｉｄａｎｓ）对含砷金精矿进行了氧化预处理脱砷实验，脱砷率达９８％。生物浸渣用ＳＯ２－硫脲浸取体系浸出金，不仅降低了硫脲用量，而且缩短了浸出时间，金的浸出率达９５％以上。该工艺具有广阔的应用前景。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

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。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。     

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫（金）浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出（氰化物对金的选择性不及对铜的选择性）,而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。