从氰化尾渣中提取S、Fe、Au的方法

河南地区可再回收利用的氰化尾渣资源丰富,一般含金品位3g/t左右.对这类氰化尾渣首先采用沉降分离法,富集含金黄铁矿;含金黄铁矿经封闭式焙烧炉焙烧,使金充分裸露,产出硫气体经冷却生成硫磺,焙砂金品位进一步提高;焙砂经充空气搅拌水浸后,压滤固液分离,滤液蒸发烘干后为FeSO4产品;固体用常规氰化法浸金.该方法简单易行,方便快捷.试验结果表明,可使氰化尾渣中金的回收率达72.95%～91.91%.     

氰化尾渣熔融氯化提金扩大试验

扩大试验通过电炉熔融氯化—烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响。结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下。在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收。     

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。     

从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究

焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣(后简称细菌氧化氰化尾渣)分别与助浸剂一起细磨10—30min后,在选择条件下进行常规氰化浸出,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1—3g／t下降到0．3—0．5g／t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从3—11．2g／t下降至0．5—1．1g／t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90％—95％。     

某硫精矿焙烧—氰化回收金试验研究

某硫精矿中含铁42.3%、有效硫47.34%、金0.72 g/t,对其进行了焙烧—氰化浸金试验研究。其结果表明:在750℃下焙烧2 h,获得含铁61.42%、金品位1.04 g/t的焙砂;在硝酸铅添加量为300 g/t条件下,对该焙砂进行氰化浸金时,浸渣金品位可降低至0.33 g/t,金浸出率可达68.27%。     

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。     

循环流态化焙烧低硫金精矿的生产实践

低硫金精矿再浮选产出含硫25%的二次金精矿与低硫含金尾渣。对二次金精矿进行两段焙烧,再对两段焙烧的焙砂氰化尾渣与低硫含金尾渣进行循环流态化焙烧。结果表明,经过循环流态化焙烧预处理后,低硫含金尾渣中载金硫化物等包裹金矿物焙烧反应充分,金的氰化浸出回收率较改造前提高了3个百分点左右。     

镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿原矿焙烧试验

提出了原矿焙烧—氰化提金工艺处理某镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿。试验表明,在原矿粒度-0.074mm占80%,焙烧温度650℃,焙烧时间1h,焙砂再磨粒度-0.038 mm占90%,NaCN用量3kg/t,液固比L/S=2,氰化时间36h的最佳条件下,渣含金降至1.92g/t,金浸出回收率达到94.90%。对300t/d规模原矿焙烧项目的经济评估表明该工艺经济效益显著。     

从高硫多金属金精矿中提取金银铜试验研究

采用焙烧—酸浸—氰化工艺从高硫多金属金精矿中提取金、银、铜。其试验结果表明:在最佳条件下,金、银、铜的平均浸出率分别可达到96.56%、79.12%、91.33%。通过对比金精矿、焙砂、氰化渣中金、银的化学物相可知,硅酸盐包裹金、银不易被氰化浸出,而加入复合添加剂焙烧,硅酸盐包裹的金、银品位大幅度下降,由直接焙烧的2.05 g/t、163.35 g/t分别降到0.81 g/t、25.24 g/t。     

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%。     

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。     

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。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

铜冶炼转炉渣选金试验研究

铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。     

某提金尾渣工艺矿物学研究

某金精矿经焙烧预处理—酸浸—氰化浸金后,其提金尾渣金品位较高,在10 g/t左右。为查明该金精矿金回收率低的原因,对其提金尾渣进行了工艺矿物学研究。通过对提金尾渣的化学组成、相对矿物含量、主要矿物嵌布特征、金的粒级分布及赋存状态等的考察分析,指出了影响金回收率的主要因素,为金回收率的提高提供基础资料。     

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CG505 A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,CG505 A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...     

利用碳抑制剂降低含碳氰渣中金品位的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,有用元素为Au、Ag、Cu和Zn等,但同时含有一定量的有害元素C,并且随着井下开采深度的增加,矿石和精矿中的含碳量也逐渐增加。由于碳的劫金特性,金精矿中含碳量增多,导致浸出和洗涤效果差,氰渣品位偏高,氰化回收率较低。为了减少碳对氰化指标的影响,提高金的回收率,从2011年初开始,在实验室进行了“在浸出过程中添加碳抑制剂”的小型试验,在对大量的试验结果综合分析后认为,在浸出过程中添加碳酸钠能够抑制碳的劫金性能,有利于提高金的回收率。从2011年6月开始进行工业试验,在氰化生产中添加碳酸钠,通过对比2011年6-12月的生产指标与2010年同期指标可以看出,氰渣品位同比降低了0.26 g/t,每年为公司增加经济效益155万元。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

基于Metcal模拟富氧侧吹处理锌浸尾渣工艺流程计算

基于Metcal对富氧侧吹处理锌浸尾渣工艺流程进行模拟计算。结果表明,在投入量22 t/h的条件下,侧吹炉需要氧气量为5 442.124 m³/h、空气量为5 532.826 m³/h,产出熔炼炉渣中含Fe 32.903%、Zn 5.677%。烟化炉所需空气量为10 879.602 m³/h,产出烟化渣中含Fe 47.786%、Zn 0.828%。与模拟计算结果相比,现场物料化验结果熔炼炉渣中Fe含量低2.783个百分点、Pb含量低0.215个百分点、Zn含量低0.777个百分点。烟化渣中Fe含量低2.536个百分点、Pb含量低0.139个百分点、Zn含量高0.672个百分点。次氧化锌中Fe含量低0.771个百分点、Pb含量高1.811个百分点、Zn含量高0.42个百分点。基于Metcal建立的侧吹熔炼脱硫-烟化吹炼提锌工艺数学模型具有良好的可靠性,对生产具有一定的指导意义。