某铜金精矿焙烧-酸浸-氰化综合回收金铜工艺研究

对吉林某浮选铜金精矿进行了焙烧-酸浸-氰化浸出综合回收金、铜的试验研究。焙烧的最佳焙烧条件为：焙烧温度550 ℃, 焙烧时间1.5 h。焙砂硫酸浸出的最佳条件为：酸浸温度75 ℃, 酸浸时间4 h, 初酸浓度40 g/L, 液固比4。氰化浸金的最优条件为：氰化钠初始浓度3‰, 氰化时间24 h, 液固比2。试验结果表明, 该工艺技术指标较好, 金、铜浸出率分别为99.06%和97.63%。     

新疆阿希金矿含砷金精矿的两段焙烧工艺研究

本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为：第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t_酸浸渣,金浸出率达到93.34%。     

难处理金矿石预处理提金铜研究

本文对某难处理金精矿进行了焙烧预处理提金铜工艺试验研究。结果表明,在600℃下进行两段焙烧,浸出温度80℃,pH=1.0的条件下浸出90min,铜的浸出率可达79.62%,对酸浸渣进行两段氰化试验,金的浸出率达91.86%。     

甘肃某难处理金精矿的预处理与生产实践

针对甘肃某含砷、含锑难处理金精矿,采用"浸锑—两段焙烧"脱锑、脱砷,然后进行氰化提金的流程。考察了浸锑条件和焙烧条件对脱锑、脱砷的影响。试验结果表明,在优化后条件下,含砷、含锑难处理金精矿的脱砷、脱锑率分别达到78.59%、93.8%,然后通过氰化浸出工艺提金,金的回收率可从48%提高到92.3%。     

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理-氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。     

新疆阿希金矿含砷难处理金精矿两段焙烧工艺

研究新疆阿希金矿含砷复杂金精矿的焙烧—浸出过程。结果表明,两段焙烧能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1 h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1 h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2 h,控制终点pH值1.0¹.5,酸浸渣细磨至-38μm约占90%,氰化钠用量为6 kg/t-酸浸渣,氰化浸出48 h,金浸出率达到92.94%。     

某低品位高磷赤铁矿磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺研究

采用磁化焙烧-磁选-酸浸脱磷工艺对某低品位高磷赤铁矿石进行了试验研究, 在焙烧温度800 ℃, 焙烧时间30 min, 配煤量20%条件下得到焙烧矿, 再经过两段弱磁选得到铁品位55.03%、铁回收率55.49%、磷含量0.54%的粗精矿。采用硫酸酸浸对粗精矿进行脱磷, 最终铁品位达到57.88%, 全流程铁回收率53.47%, 磷含量降到0.20%。通过酸浸脱磷正交实验, 发现浓硫酸用量对脱磷率、铁回收率影响显著。使用高压辊磨处理, 增加磁选粗精矿的比表面积, 能有效提高酸浸脱磷率, 当粗精矿比表面积由589 cm²/g提高到1 865 cm²/g时, 铁精矿磷含量由0.20%降到0.08%。     

某难选钒矿提取钒实验研究

甘肃某钒矿矿物组成较为复杂,嵌布粒度较细,浮选工艺处理困难。针对该矿石复杂性质,实验对其进行了直接酸浸工艺、焙烧-酸浸工艺、焙烧-碱浸出工艺、焙烧-水浸出工艺的研究。实验结果表明焙烧-酸浸工艺效果较佳,其较佳条件为：原矿磨矿细度 -0.074 mm 70%,加水制粒Φ8～20 mm,干燥后焙烧1.5 h,焙烧温度为800℃。焙烧矿磨至-0.074 mm 60%,酸浸硫酸用量为12%,液固比1.2∶1,浸出时间1 h,浸出温度30℃,在此条件下可获得钒浸出率为93.36%的贵液。采用的工艺技术路线解决了该难选钒矿采用常规湿法提钒工艺钒浸出率低、硫酸消耗量大等技术难题,为实现资源高效利用及保障国家能源资源安全奠定了坚实的技术基础。     

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。     

某难处理金精矿焙烧预处理提取金和铜

研究某难处理金精矿焙烧预处理和提取金和铜的过程.结果表明,在600℃下两段焙烧,在温度80℃,pH=1.0的条件下浸出90 min,铜的浸出率可达79.62％,酸浸渣两段氰化,金的浸出率达91.86％.     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

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。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究

国外某难选含砷金铜矿采用浮选—氰化联合选别工艺,组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率分别达到了78.73%和94.50%。     

国外某难处理高砷金铜矿选冶试验研究

介绍了采用优先选铜—硫砷精矿强化浸金—尾矿氰化工艺方案综合回收了国外某矿石中的金和铜。该矿原矿石含Au3.40g/t、Ag16.9g/t、Cu1.07%、As1.16%、TS5.38%,金、铜矿物嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,金分布较为分散,且有很大一部分被硫化物或脉石包裹,砷含量高,属于复杂难处理高砷金铜矿。试验采用石灰+亚硫酸钠组合抑制剂抑砷,优先获得了可以直接销售的合格铜金精矿,采用热压预氧化—氰化法回收硫砷精矿中的金,氰化浸出浮选尾矿中的金,金、铜综合回收率分别达到83.47%和87.20%。     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

氧化锰矿制备硫酸锰工艺条件的研究

针对越南某氧化锰矿分别采用还原焙烧-酸浸法和两矿法浸出该锰矿。利用正交焙烧试验和单因素浸出条件试验得出还原焙烧-酸浸法的最优条件, 最佳条件下浸出率均大于96%, 最优条件下扩大试验浸出率为93.21%。利用单因素浸出条件试验得出两矿法的最优条件, 最优条件下综合试验浸出率为94.97%。通过对试验结果的比较, 确定该矿适合用还原焙烧-酸浸法处理。     

青海某难选冶金矿提金工艺试验研究

青海某金矿为中硫、含砷和碳的微细粒难选冶金矿。在查明矿石物质组成的基础上，对矿石进行了选矿方法、工艺条件及流程方案试验研究，确定采用浮选—重选—精矿焙烧—氰化浸出提金工艺，获得了满意的技术经济指标。该成果已被建厂设计采用，建成投产后经济效益较好。