硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

原生含碳硫砷钴矿湿法提钴新方法

云南怒江地区某钴矿由于高含C、S、As等有害元素,矿石难处理,一直未开发。为了使该钴矿得到开发利用,本研究以含高碳硫砷钴铁精矿为原料,探讨添加碳酸钙焙烧,硫酸浸出的提钴的方法,并制备硫酸钴。原生钴矿中的主要有害元素是碳、硫、砷,其含量分别为0.22%、34.32%、0.72%。在采用高温活化工艺进行焙烧时,硫、砷等有害物质挥发,不仅污染环境,而且有损人们的身体健康。为解决这一缺陷,本方法采用加入添加剂石灰石焙烧工艺,石灰石与钴矿中的硫、砷等有害物质生成钙化合物固定于焙烧料之中,从而避免了其挥发而造成大气污染,碳高温生成二氧化碳挥发出去,每50 g钴样品加入1 g碳酸钙,比焙烧炉700oC焙烧1 h后,焙砂磨细,磨矿细度为-50μm,硫酸酸浸温度为常温,酸度为0.05%时,钴的浸出率为90.57%。因此,采用"石灰石添加剂焙烧-硫酸浸出-浓缩结晶"工艺,获得钴的浸出率大于90%。新方法具有回收率高,污染小,成本低等优点。     

含砷硫难处理金矿加CaO焙烧预处理研究

本文用热分析法研究了ＣａＯ用量α（ＣａＯ与金精矿的重量比）为０．３３～１．３３范围内加石灰焙烧金精矿的焙烧过程。研究发现，当α＝１．０时，砷、硫固定率可达８８％，该法可有效地消除砷和硫对环境的污染。对含高砷、高硫的金精矿加ＣａＯ焙烧时建议采用控制气氛和温度的两段焙烧。对得到的焙砂进行氰化，金的浸出率为８８％左右，而未经焙烧预处理的金精矿直接浸出率仅为２５．５％。     

刚果(金)某氧化铜钴矿浸出试验研究

刚果(金)某地“铜高钴低”氧化铜钴矿含铜2.52%、含钴0.12%, 铜氧化率为94.60%, 采用酸性浸出工艺回收该矿中的铜、钴。结果表明, 在矿物-0.074 mm粒级含量占80%、液固比2∶1、一次性添加硫酸量为150 kg/t的条件下常温浸出2 h, 铜、钴浸出率分别达到93.80%和94.97%, 吨矿耗酸量为62.19 kg(折合吨铜耗酸量为2.82 t)。利用常温酸浸工艺处理该氧化铜钴矿, 可有效回收铜、钴, 可为经济开发类似矿山提供参考。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

β-萘酚钴盐渣的综合利用

研究内蒙某锌厂β-萘酚除钴渣综合回收钴.结果表明,β-萘酚钴盐不适合焙烧-还原浸出工艺.采用"焙烧-硫酸化焙烧-浸出"可彻底地将钴从β-萘酚盐中浸出,最佳工艺条件为氧化焙烧温度500-600℃、时间1h,硫酸化焙烧温度600～620℃、时间1h、硫酸用量0.7～0.8mL/g、浸出时间1h.最佳条件下,钴的浸出率高达99.5%以上.浸出液铁的脱除率大于99.9%.     

从砷黄铁矿回收金的新方法

砷处理公司(Arseno Processing Ltd.)研制出一种从砷黄铁矿回收金的水冶工艺,取消了焙烧作业。该工艺包括三个主要步骤:精矿浸出,金回收和砷沉淀。在浸出阶段,砷黄     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

铜钴硫化物精矿氧压浸出工艺研究

对铜钴硫化物精矿进行了氧压浸出工艺研究。结果表明,在温度180 ℃、氧分压600 kPa、液固比4、反应时间2 h的浸出条件下,铜浸出率99%,钴浸出率98.5%,硫浸出率98%。氧压浸出工艺具有铜钴浸出率高、浸出过程硫酸根平衡较好、不产生明显过剩硫酸、浸出后液易于处理等优点。     

On-site gold refining of cyanide liquors by solvent extraction

Gold producers are currently being forced to cut costs, to increase plant throughput or to selectively mine out higher-grade areas. Another approach is to produce a value-added product, such as 99.99% gold, currently being produced at some minesites via a chloride re-leach route. There may be an opportunity for the refining of gold directly from cyanide liquors such as eluates and intensive leachates of gravity concentrates. While previous work with solvent extractants has focused on the recovery of gold from leach liquors as a replacement for carbon-in-pulp processing, the present work presents an alternative idea, the notion of on-site refining of gold with no re-leaching step.The current work indicates that it is possible to produce gold of 99.99% purity or higher by direct SX from a cyanide eluate type solution containing high copper tenors (about 200 mg/l Au, 140 mg/l Cu and 2 mg/l Ag). Excellent selectivity can be achieved in the extraction stage for gold over copper and silver. The small amount of co-extracted silver and copper can easily be scrubbed from the gold-loaded organic phase, which is subsequently easily stripped. The gold may then be recovered by electrowinning or reduction.Other work on a mixed-metal intensive cyanide leachate type solution (700 ppm Au, 400 ppm Ag, 200 ppm Cu, 150 ppm Ni, Fe, and Zn) has shown that the process is very selective against base metals such as Ni, Co, Fe and Zn, and that loadings as high as 5000 mg/l gold can be obtained on the organic.This process may well be suited to gold plants at remote sites, or where high copper or silver levels are present. There are several possible advantages over both electrowinning/smelting or chloride re-leach/SX routes, including costs, occupational health and safety (OH&S) and recovery of by-products.     

金精矿固砷固硫焙烧提金工艺设计

为了从某低硫含砷含汞微细粒金精矿中提取金，工程设计中采用了固砷固硫一段流态化焙烧提金新工艺，经负荷试机表明该提金工艺方案可行。系统介绍了该工艺流程，特别是含砷的液相，固相和高硫烟气的环保治理措施，对于类似金精矿焙烧提金工艺方案的选择具有借鉴性。     

某硫化-氧化混合型铜钴矿浮选工艺研究

某硫化-氧化混合型铜钴矿氧化率高并含有大量的碳质泥,用常规浮选法不能得到好的综合回收效果。通过预先浮选脱泥消除碳质泥对浮选过程的影响,然后对硫化铜钴矿和氧化铜钴矿进行异步浮选,并采用硫化剂强化氧化铜钴矿的浮选效果,试验结果表明,对含铜2.63%、钴0.04%、碳6.63%的原矿,可获得铜品位21.12%、铜回收率高达88.55%,含钴0.116%、钴回收率为31.39%的铜钴精矿。研究还发现,硫化剂硫氢化钠与硫化钠相比更有利于氧化铜钴矿物的硫化浮选。     

Release of arsenic from cyanidation tailings

At a gold mine in northern Sweden, gold occurring as inclusions in pyrrhotite and arsenopyrite is leached by cyanidation of the ore. The main sulphide minerals in the ore are pyrrhotite and arsenopyrite. Effluents from the cyanidation process are treated with Fe₂(SO₄)₃ to form Fe-precipitates suitable for the co-precipitation of As. The aim of this study was to perform static and kinetic leaching tests on the ore and tailings to define geochemical processes governing As mobility. Sequential leaching tests suggested that the majority of dissolved As deriving from the sulphide fraction in the ore was incorporated in newly formed Fe-precipitates in the tailings. The mobility of As in the tailings was therefore mainly dependent on the stability of these As-bearing Fe-precipitates. Weathering cell tests (WCT) involving 31 weekly cycles of wetting and air exposure were conducted to assess the stability of the As in the tailings under accelerated weathering conditions. The first stage of the WCT was characterized by a pH ≈ 5 and low As leaching, probably driven by the dissolution of amorphous Fe-As species. In the second stage of the WCT, leaching of Fe, S and As increased and the pH decreased to <3.5. An increase of the leachate’s molar Fe/S-ratio suggested that pyrrhotite oxidation was occurring. The falling pH destabilized As-bearing Fe-precipitates, causing further As release. The total As release during the WCT corresponded to only a small proportion of the tailings’ total As content. The accelerated As-leaching observed towards the end of the WCT could thus indicate that its release could increase progressively over time.     

某氧化金矿氰化浸出工艺研究-增刊

某金矿为氧化性金矿,金品位3g/t,含砷0.86%,采用全泥氰化工艺处理得到金回收率为72.53%;采用加入常规氧化剂预处理-氰化浸出工艺得到金回收率最高为74.89%;采用碱浸-氰化浸出工艺最佳条件下,金浸出为81.97%。碱浸-氰化浸出工艺可作为该氧化金矿提金处理工艺。     

无碱等可浮工艺分选秘鲁某金铜铁多金属矿石

对秘鲁某含Cu 0.12%、Au 0.12 g/t、S 2.60%、Fe 45.52%的金铜铁多金属矿石进行了选矿工艺优化试验研究。该矿石原设计选矿工艺流程为铜硫混选—铜硫分离—混选尾矿磁选回收铁,存在铜硫分离难度大、石灰用量高和分选指标不理想等问题。针对原流程存在的问题,提出采用铜硫等可浮—铜硫分离—难选硫强化浮选—浮选尾矿磁选回收铁的优化工艺流程。铜硫等可浮分选时,在无碱条件下采用选择性的铜捕收剂BK306将铜和部分易浮黄铁矿等硫化矿物浮出,并进行铜硫分离回收铜、金;然后采用活化剂和强力捕收剂强化浮选脱除矿石中的难浮硫化物;最后通过磁选从浮选尾矿中回收铁。该优化工艺既可实现矿石中铜、金等有价金属的高效回收和硫的脱除,又能显著降低铜硫分离所需的石灰用量,并保证后续磁选作业直接获得含硫低、铁品质较好的铁精矿。闭路试验获得铜品位20.10%、金品位15.29 g/t、铜回收率68.42%、金回收率49.07%的铜精矿,硫品位30.78%、总硫回收率84.05%的硫精矿以及铁品位68.88%、含硫0.18%、铁回收率90.57%的铁精矿。与原工艺相比,优化工艺的铜精矿铜品位和铜回收率分别提高2.49和10.25个百分点,铜精矿中金品位和金回收率分别提高5.27 g/t和17.05个百分点,硫回收率提高1.78个百分点。实现了矿石中铜、金、硫、铁的高效综合回收。      

羟肟酸钠浮选氧化铜矿的研究

对含铜、金的氧化物，采用常规的硫化浮选工艺，研究了硫化钠、丁黄药用量对铜、金回收率的影响，并在硫化钠，丁黄药最佳用量的条件下，研究了添加羟肟酸钠对铜，金回收率的影响，结果表明，过量的硫化钠对铜、金矿物有一定的抑制作用，而添加少量羟肟酸钠后，可以避免硫化钠对铜，金的不利影响，明显地提高了铜、金的回心率，小型试验获得的铜精矿，含Ｃｕ１７．６８％，含Ａｕ２５．０７ｇ／ｔ，铜回收率５４．３０％，金回收率６     

低铜含钴黄铁矿浮选工艺研究

对云南某低铜含钴黄铁矿进行了可选性试验研究。采用铜钴混合浮选、优先浮铜再浮含钴黄铁矿两种流程, 结果表明, 采用铜钴混合浮选工艺流程, 可获得含Cu 0.21%、Co 0.81%、S 52.79%, Co回收率为90.07%的混合精矿, 流程简单, 成本低; 采用优先浮铜、再浮选钴工艺流程获得的铜精矿含Cu 20.15%、Cu回收率49.12%, 钴精矿含Co 0.81%、Co回收率91.41%, 该流程复杂, 但能有效回收铜, 略提高钴回收率。     

高砷高硫金精矿提金工艺研究

介绍了某金矿氰化尾矿的摇床重选精矿的物质组成研究和多种提金工艺研究。研究结果表明，不利于金的直接氰化浸出的原因是硫化物包裹金占有率高，浸出的有害杂质As、Cu、Bi、Sb含量较高，与Au关系密切，相互胶结和共生，沸腾炉焙烧后，焙砂As、Se脱除率高，金属硫化物基本上完全转化为疏松多孔状的铁氧化物，提高了金的浸出率，金的浸出率达96.95%，认为是适合于处理某金矿氰化尾矿的摇床重选精矿的提金工艺。