从某高品位金矿石中选冶金试验研究

研究了采用重选—重选尾矿浮选—浮选尾矿浸出联合工艺从某石英脉型高品位金矿石中回收金。结果表明：经过选冶联合处理,金回收率达99.35%,浸出渣中金品位降至0.21 g/t;其中,重选金回收率为44.59%,浮选金回收率为46.85%,浸出金回收率为7.91%,回收效果较好。     

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。     

河南某金矿选矿试验研究

矿石中主要回收元素为金,主要为自然金和金银矿且多包裹在脉石矿物中,裂隙金和粒间金分布较少。回收难度较大,对矿样进行了重选、氰化浸出及浸渣浮选试验,获得重选作业金回收率4.75%;氰化浸出作业金回收率51.00%;浸渣浮选作业金回收率为86.78%,金精矿含金40.85 g/t,金矿石的选矿总回收率为93.83%的较好试验指标。     

青海某铅锌金银多金属矿综合回收试验研究

针对青海某铅锌金银多金属矿矿石性质,采用浮选—尾矿氰化浸出流程进行了试验研究。其结果表明:在最佳试验条件下,浮选闭路流程获得的硫化铅精矿铅品位45.05%,氧化铅锌混合精矿铅+锌品位49.02%,铅总回收率80.10%,锌总回收率54.22%;浮选尾矿再进行氰化浸出,金总回收率为73.29%,银总回收率为79.99%;试验指标较好,矿产资源得到了综合回收。     

含碳钼镍矿浸出前金属元素富集工艺技术研究

针对含碳钼镍矿中钼镍难于高效回收的问题,在原有高压氧氨浸出工艺基础上,利用浮选进行预先抛尾,提高浸出的入料品位,从而提高浸出效率。采用BK-301捕收剂及羧甲基纤维素钠(CMC)抑制剂进行了钼镍混合浮选的实验研究。通过条件实验,确定了最佳磨矿制度和最佳药剂制度,并分别进行了开路实验和闭路实验,闭路实验获得了钼品位6.69%,回收率88.91%;镍品位5.43%,回收率84.02%的选矿指标。实验结果表明,CMC对碳质物的抑制效果显著,减少了碳对浮选过程的影响,BK-301对硫化矿捕收效果较好,能够实现对Mo,Ni的高效捕收,该工艺流程比较简单,作为选-冶结合工艺的前期处理,达到了很好的指标,实现了对碳的有效抑制和Mo,Ni的高效富集,也为后续的浸出工艺创造了条件。     

镍钼矿全湿法浸出工艺研究

采用酸性氧化浸出-酸渣碱浸工艺对镍钼矿进行了浸出回收。结果表明:在盐酸用量为0.52 mol(每100 g原矿),固体氧化剂N1用量为原矿质量的60%,液固比为3∶1,温度90℃左右,浸出时间2 h的条件下,镍、钼浸出率分别为92%、60%;在氢氧化钠用量为酸浸氧化后干渣质量的45%,液固比为3∶1,温度40~50℃左右,浸出时间15 min的条件下,钼浸出率可达90%以上,钼的总回收率在96%以上。该工艺流程简单、能耗较少、镍钼回收率高,可避免火法脱硫的烟气污染。     

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。     

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%。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

低温焦硫酸钾焙烧选择性回收退役三元锂电池中的锂

通过低温焦硫酸钾焙烧与盐溶液浸出复合,实现了退役三元锂电池正极材料中锂的选择性回收。系统研究了焙烧温度、焦硫酸钾与正极材料质量比、焙烧时间对锂、钴、镍、锰回收效果的影响和作用机制。结果表明,在焙烧温度350 ℃、正极材料与焦硫酸钾质量比1︰2、焙烧时间60 min的条件下,再经草酸钾水溶液浸出后,锂的回收率达到97.21%,镍的浸出率为2.61%,钴的浸出率为3.1%,锰的浸出率为10.8%。同时,采用XRD、SEM和EDS表征焙烧前后材料的晶体结构、表面形貌以及元素组成变化,阐明了焦硫酸钾焙烧过程中锂、钴、镍、锰的相转化机制。与传统湿法、火法和生物冶金法相比,该回收技术低能耗、应用前景广阔。     

废钨-镍型加氢催化剂中综合回收有价金属的研究

研究了从含钨、镍废催化剂中回收钨、铝、镍的方法及生产工艺流程.该流程简单,实现了有价金属的综合回收.钨、铝、镍的浸出率高达96%以上、回收率分别为93.58%、98.37%、91.40%.钨酸钠产品、偏铝酸钠溶液质量均达到企标质量标准.     

云南某含金多金属氧化矿选矿试验研究

云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。     

微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究

针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究。矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主。矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%。通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好。     

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。     

浮选铜精矿加压酸浸工艺研究

系统研究了各种因素对浮选铜精矿铜浸出率的影响。结果表明:在中温条件下铜浸出率不高的根本原因是由于形成大量的硫包裹,于是采用了新型浸出剂ZK-05,使精矿中铜的浸出率达到98%以上,而硫则通过浮选回收,其回收率约为60%。     

选冶联合工艺处理刚果（金）某铜尾矿试验研究

研究了采用选-冶联合工艺湿法浸出-浸出渣浮选处理刚果(金)某复杂低品位难处理铜尾矿,考察了常规湿法浸出和硫酸熟化浸出效果。结果表明:在硫酸用量80kg/t矿,熟化时间15～24h,液固体积质量比3/1,常温下浸出90min,机械搅拌速度260r/min条件下,尾矿中铜浸出率为68.10%,氧化铜浸出率为98.11%,钴浸出率53.32%;浸出渣经浮选,精矿铜品位26.35%,钴品位3.74%,金品位5.87g/t;铜回收率74.64%,钴回收率59.88%,金回收率45.05%。采用选-冶联合流程,铜总回收率为92.11%,钴总回收率为81.28%,指标较好。     

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%。     

某金矿选矿工艺试验研究

某金矿石中可供回收的有价元素为金,品位为1.78 g/t,现场生产流程为全泥氰化浸出工艺,为解决矿山面临的环保压力,实现清洁生产,探索新的选矿工艺替代现有全泥氰化浸出工艺。在工艺矿物学研究基础上,通过单一浮选、重选+浮选选矿工艺流程对比,确定采用重选+浮选工艺流程。结果表明：重选+浮选工艺流程获得的重选精矿金品位3 034.60 g/t,浮选精矿金品位16.85 g/t,重选+浮选金总回收率94.80%,金回收指标与现场全泥氰化浸出工艺指标相当。对浮选精矿进行金硫分离探索试验,获得了金品位68.25 g/t、金作业回收率84.95%的金精矿,硫品位42.21%、含金3.25 g/t的硫精矿。研究结果为同类矿山实现清洁生产提供了参考借鉴。     

用酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收金属钴铜镍

研究了采用长期筛选驯化得到的一株金属耐受能力较强的氧化亚铁硫杆菌(T.f.)ESY06,以酸浸—生物浸出工艺从废锂离子电池电极材料中回收铜、钴、镍,考察了Fe2+质量浓度对ESY06生长的影响。结果表明:ESY06同时对铜、钴、镍的耐受能力分别为1.22、2.21、0.29g/L;Fe2+质量浓度为20g/L时,ESY06生长状况最好;采用酸浸—生物浸出工艺处理废锂离子电池正极材料,钴、镍浸出率分别为99.93%、99.46%,负极材料中的铜浸出率为99.78%,混合电极材料中的铜、钴、镍浸出率分别为99.88%、99.39%、99.55%。酸浸—生物浸出工艺对铜、钴、镍金属回收效果较好,对于从电池电极材料中回收有价金属有一定优势。     

加纳共和国某高硫金精矿选冶工艺试验研究

对加纳共和国某高硫金精矿进行全浮选流程分选,并对浮选金精矿氰化浸金。试验结果表明:该矿石采用全浮选—氰化浸出流程处理,金总回收率达85.43%,硫回收率为91.90%;对金精矿进行氰化浸出,金浸出率在95%以上,银浸出率为45%。