含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

高镍铜阳极泥中硒、碲、铜的顺序脱除

针对高含镍铜阳极泥,采用直接添加氢氧化钠焙烧-碱浸-酸浸流程进行Se、Te、Cu的脱除试验研究,并对过程的反应机理进行了分析。研究发现,加碱氧化焙烧过程中硒化物和碲化物中的Cu变成Cu O和Cu3Te O6;Se、Te分别转变成在碱性溶液中易溶的Na2Se O3和不溶的Ag2Te O3、Cu3Te O6,为Se、Te、Cu的选择性脱除奠定了基础。试验结果表明,最佳焙烧-碱浸的条件为:Na OH剂量为阳极泥的10%,焙烧时间1.5h,焙烧温度500℃。碱浸时间1.0h、Na OH浓度20g/L、碱浸温度80℃、液固比5∶1。在此条件下Se的浸出率为95.50%,碱浸渣中Se的含量从3.93%下降到0.23%。碱浸渣酸浸除铜碲的最佳条件为:H2SO4浓度为90g/L、酸浸温度70℃、酸浸时间1.0h、液固比20∶1;在此条件下,Cu、Te的脱除率分别为96.18%、98.48%。     

某硫精矿综合回收铜钴试验

针对某高硫含铜钴硫精矿开展焙烧—酸浸综合回收铜钴试验。研究表明,硫精矿通过掺入焙砂比例约25%,控制入料总硫品位30%左右,铜、钴、锌浸出率分别为88.08%、72.40%和100%。酸浸渣铁品位65.21%。浸出液通过萃取回收铜,萃余液氧化除铁,除铁后液一步沉淀得到富钴渣。     

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜

采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明,焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为:焙烧添加剂NaOH用量为6 %,温度630 ℃,焙烧时间3 h,硫酸浓度1 mol/L,酸浸液固体积质量比5:1,酸浸温度50 ℃,酸浸4 h,氰化纳浓度3 ‰,氰化浸出液固体积质量比5:1,常温氰化72 h.在上述条件下,金、银、铜浸出率分别达到93.53 %、75.37 %、94.23 %.      

从青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿中综合回收铜金铁

青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿较难分选,研究了采用焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从中回收铜、金、铁。结果表明:在m(氧化矿)∶m(高硫半氧化矿)=1∶1、矿石粒度-75μm占81.5%、焙烧温度580℃、焙烧时间2h条件下对混合矿石进行焙烧,然后在液固体积质量比2∶1、体系初始酸质量浓度45g/L、浸出时间1h条件下从焙砂中浸出铜,铜浸出率达88.26%;对酸浸渣,用初始质量浓度2g/L的氰化钠溶液滚瓶浸出24h,金浸出率达85.43%,同时获得铁精矿。该研究为类似复杂氧化矿和半氧化矿的开发利用提供了新思路。     

青海某硫铁尾矿综合回收利用试验研究

该尾矿先经过选矿得到合格精矿,精矿再通过沸腾焙烧-酸浸工艺得到合格铁精粉,其中焙烧温度为850℃,酸浸条件为:初始酸浓度为80g/L,液固比为2∶1,酸浸温度为80℃,酸浸时间为3h。酸浸后各主要组分含量分别为铁66.51%,硫0.11%,铜0.14%,钴0.044%;铜、钴的浸出率分别为70.08%、60.07%,有效地实现了该尾矿的综合回收利用。     

从高铜金精矿中综合回收有价金属试验研究

研究了以沸腾焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从高铜金精矿中综合回收铜、金等有价元素。试验确定的最佳条件为:1)高铜金精矿沸腾焙烧预处理温度为650℃,焙烧时间为2h;2)焙砂用硫酸浸出铜,硫酸质量浓度为50g/L,浸出时间为2h,浸出温度为80℃,液固体积质量比为4∶1~5∶1,浸出后渣铜品位降至0.286%;3)硫酸浸出渣与静态焙烧渣用氰化钠浸出金,金浸出率为96.5%,银浸出率为63.5%。该工艺对高铜金精矿中Au、Ag、Cu的综合回收率较高。     

某铜金氧化矿高氰高碱综合回收金铜试验

针对某含铜氧化金矿开展高氰高碱综合回收金铜试验。结果表明,在矿石细度-0.074mm占93.54%、氰化钠浓度1000mg/L、矿浆浓度40.00%、浸出时间48h、炭用量10g/L的条件下,金浸出率为89.67%,炭金品位313.20g/t,铜品位1304.48g/t。炭浸贫液通过酸化法脱铜回收氰根,氰根回收率超过99%,同时铜以品位超过60%铜精矿回收。     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件。结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57%,酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%,氰化浸出金浸出率89.61%、银浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10 g/t、银品位20.53 g/t、铁品位65.58%,试验指标较好;酸浸液可进一步回收有价元素。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

某含铜金矿石氨氰柱浸提金试验

对某碳酸盐型含铜金矿开展了氨氰柱浸试验研究,分别研究了入柱粒度、不同氨氰比、滴淋强度和不同液体配制滴淋液返回滴淋等因素对柱浸效果的影响。试验表明：控制-20 mm粒级入柱,有效氨氰比为2∶1以及滴淋强度为5~10 L/m²·h时,Au的浸出率为82.06%,Cu的浸出率为7.85%,NaCN耗量由原来的15 kg/t矿降低到4.24 kg/t矿,NH₄HCO₃耗量为35.33 kg/t矿。同时,当采用含Cu贫液补加药剂返回滴淋时,Cu浸出效果为采用清水时的21%,Cu的浸出受到进一步抑制,而Au的浸出未受到影响。     

某金矿氰化贫液净化试验工艺参数研究

某金矿氰化提金过程产生的氰化贫液中总氰化合物质量浓度3 303.5 mg/L,硫氰酸盐质量浓度3 855.0 mg/L,铜质量浓度1 527.2 mg/L,试验确定了采用酸化吹脱-碱液吸收法去除影响选矿指标的铜离子并回收氰化物的可行性,优化了酸化吹脱法的工艺条件。在最佳试验条件下,氰化贫液中总氰化合物去除率达99.06%,铜去除率98.65%,氰化物回收率78.00%,处理后的溶液进行氰化浸出试验,效果较好,即返回液对氰化浸出过程无影响。     

湿法炼锌副产铜渣的综合利用

研究了湿法炼锌副产铜渣的综合利用新工艺。最佳浸出条件为:液固比10∶1,浸出温度80℃,浸出剂硫酸浓度3.5mol/L,浸出时间8h。浸出液含铜浓度达到30～45g/L,铜浸出率可以达到98%以上。经萃取、洗涤、三级错流反萃后,反萃液中铜浓度达到45～50g/L,电积后可以得到标准阴极铜。     

含铜金矿石氨氰体系浸金机理研究

对于金以非包裹形式存在的含铜金矿石,直接氰化虽然能取得较高的金浸出率(92%),但氰耗高(130 kg/t),而且氰化物耗量并不与铜的浸出量成线性关系。氨氰体系浸金可以得到较高金浸出率的同时,降低氰化物耗量。该体系中最佳氨氰比为3∶1,最大的氰化钠用量为14.7 kg/t,继续增大氰化钠用量,金的浸出率并不明显增高,而过量的氨则会导致试样中铜的快速溶解,同样不利于金的浸出。试样中的可溶性铜使浸出液中的Cu2+浓度满足氨氰体系浸金的要求,过量的Cu2+对浸金不利。研究结果表明,氨氰体系浸出金的机理可能是铜氨络离子充当氧化剂,而氰铜络离子(以Cu(CN)32-为主)充当浸金剂,浸出液中铜浓度和金浓度变化的四个阶段支持了此浸金机理。     

A Review on Recovery of Copper and Cyanide From Waste Cyanide Solutions

The mainstream technology for leaching gold from gold ore is still leaching in aqueous alkaline cyanide solution. However, when copper minerals are present in the gold ore, high levels of free cyanide must be maintained during leaching because many common copper minerals react with cyanide, forming copper cyanide complexes that deplete the solution of free cyanide. This results in a significant economical penalty through excessive cyanide consumption and loss of valuable copper in tails. Environmental constraints controlling the discharge of cyanide from mining industry are being tightened by local governments worldwide. The solution chemistry of copper in cyanide solution and various technologies for the recovery of copper and cyanide from barren gold cyanide solutions were reviewed in the paper. Direct recovery methods are mainly based on the acidification–volatilization–reneutralization (AVR) process or its modifications. These processes are not very efficient for treating low cyanide solutions and high metal cyanide solutions due to their substantial operational cost. Indirect recovery technologies by activated carbon, ion-exchange resins (IX) and solvent extraction (SX) have been extensively studied. The basic principle of these technologies is to pre-concentrate copper (and part of cyanide) into a small volume of eluant or stripping solution. The copper and cyanide in the resulted solutions can be further recovered by AVR or similar processes or by the electrowinning process. Activated carbon is only suitable for use as a polishing process to remove cyanide to lower levels from those cyanide solutions where the cyanide content is already low. Compared to activated carbon, ion exchange resins are less easily poisoned by organic matter and can usually be eluted at room temperature, and selectivity for particular metals can be achieved by the choice of the functional group incorporated into the bead or by the selective elution process. Solvent extraction process developed base on guanidine and modified quaternary amines exhibit relative fast extraction kinetics and can be operated in a continuous manner. It will be necessary to thicken and wash the solids in order to produce a clarified feed solution while treating the slurry from operations using carbon-in-pulp (CIP) for the recovery of gold. Other copper and cyanide recovery technologies such as biosorption or direct electrowinning were also proposed, but they have still not found their way to practical application.     

某碱性碳酸盐型含铜金矿氨氰工艺研究

采用氨氰浸出法处理某碳酸盐型难选冶含铜金矿。结果表明,控制给矿粒度-0.074mm占95%、石灰用量4.0kg/t、硫酸铵用量8.0~9.0kg/t、氰化钠总用量0.5~0.7kg/t、滚瓶氰化浸出52~72h,然后在活性炭密度10g/L吸附20~24h,进行12次循环试验,平均金浸出率86.0%,最终载金炭铜金比约2.0,金吸附率近100%,不存在铜、TDS逐渐累计问题。     

硫酸钴浸出液中用N902萃取铜生产试验研究

采用N902对硫酸钴浸出液中铜的萃取进行了研究,考察了萃取相比（O∶A）、萃原液中铜含量、萃取时间对铜萃取率的影响,以及反萃相比（O∶A）、反萃时间、酸度、反萃液铜浓度对铜反萃率的影响,确定了适宜的铜萃取生产条件,当铜离子浓度为6～7g/L时,用15%的N902萃取硫酸介质中的铜,1级铜萃取率可达95%;用新配制的200 g/L的硫酸对负载铜有机相进行循环反萃,1级铜反萃率可达95%。     

紫金山金矿吸附贫液过氧化氢除氰沉铜半工业试验研究

采用过氧化氢氧化除氰沉铜工艺,对紫金山金矿吸附贫液进行了处理。其研究结果表明:在27.5%过氧化氢用量约为4.0 kg/m3,处理过程中不添加石灰时,总铜去除率83.52%,总氰化合物去除率90.57%,沉渣中铜品位为52.08%;处理过程中添加0.5 kg/m3石灰时,总铜去除率95.76%,总氰化合物去除率98.07%,沉渣中铜品位为20.09%。该工艺消除了吸附贫液直接返回堆浸场喷淋时因其铜含量高对金浸出率、吸附率等生产技术指标造成的不良影响。该工艺简单、清洁环保、设备投资小、实施速度较快、技术先进、经济可行,适合对含铜、含氰吸附贫液的短期应急处理。     

空气氧化—氨浸出废旧电路板中的铜

提出了在氨水—硫酸铵体系下鼓入空气浸出废旧电路板中铜的新工艺。考察了氨水浓度、硫酸铵浓度、固液比、反应温度、通入空气流量和浸出时间对铜浸出率的影响。结果表明,在下述最佳浸出条件下,渣计铜浸出率达到96.67%:氨水浓度2mol/L,硫酸铵浓度2mol/L,固液比1∶20,反应温度25℃、通入空气量8m3/h、浸出时间4h。