含金滤液中金、银及其他有价金属回收的试验研究

含金滤液分别通过中和沉淀、硫化沉淀、铁粉置换三种工艺回收其中的金、银及其他有价金属。探索试验结果表明,中和沉淀法由于渣量大、渣中金属品位低的原因,不适于直接处理含金滤液。硫化沉淀法由于硫化钠耗量大,同时产生大量硫化氢气体也不适用。含金滤液采用铁粉置换工艺进行处理,铁粉耗量少(7 g/L),渣中金属品位高,金、银、铜分别达到370.8 g/t、4230.5 g/t和25%,此工艺适合含金滤液中金、银、铜的回收。     

广西某难选氧化铜矿选矿试验研究

对低品位、难选的广西某氧化铜矿的分选工艺进行研究,采用硫酸浸出—铁粉置换—浮选—磁选工艺流程分选铜矿物和磁铁矿,较好的综合回收了铜、金、银、铁等金属。闭路试验可获得铜精矿含铜18.92%、含金5.48 g/t、含银357 g/t,铜、金、银的回收率分别为86.02%、60.18%、64.18%;铁精矿含铁64.12%,产率为18.93%。     

四川康巴难选铜金银矿综合回收选矿试验研究

四川康巴某铜金银矿含金1.40 g/t、银55.2 g/t、铜0.46%,矿石性质复杂,属难选氧化矿。为综合回收其中的有价金属,开展了选矿试验研究工作。在工艺矿物学研究的基础上,确定采用优先浮选工艺,产品方案为金精矿和铜精矿。试验考察了磨矿细度、药剂制度及流程结构对浮选指标的影响,最终获得金精矿含金79.86 g/t,银3114.07 g/t,铜6.03%;铜精矿含铜35.49%,金12.31 g/t,银553.88g/t。金、银、铜的总回收率分别为81.66%,58.60%和50.58%,分选指标良好,达到综合回收的目的,可为类似矿石高效选别提供借鉴。     

铜冶炼废镁砖尾渣浮选试验研究

某铜冶炼转炉大修拆除的废镁砖经重选回收铜、金、银、铅等有价金属后, 对其尾渣进行了浮选回收有价金属的试验研究。通过优化磨矿细度、浮选矿浆浓度、药剂制度等, 获得了含铜26.96%、含银2 158.0 g/t 、含金6.80 g/t、含铅4.98%的铜精矿, 铜、金、银、铅回收率分别为89.97%、82.12%、89.75%和86.07%, 各种有价金属得到了全面高效地回收, 达到了综合回收的目的。     

某难选铜矿石选矿试验研究

某难选铜矿石原矿含铜1.38%,含硫11.84%,含金0.16 g/t,原矿主要以硫化铜矿为主,原生硫化铜矿占比32.56%,次生硫化铜矿占比64.83%;铜矿物嵌布粒度粗细不均,部分铜矿物与黄铁矿紧密共生,铜硫分离困难。针对该铜矿石,采用铜快速浮选—快速浮选尾矿铜硫混浮—混浮粗精矿再磨的工艺流程回收铜金银。经过闭路试验,最终获得含铜21.52%、金1.86 g/t、银163.42 g/t,铜回收率63.95%、金回收率47.11%、银回收率51.68%的铜精矿1和含铜19.67%、金1.43 g/t、银139.76 g/t,铜回收率28.08%、金回收率17.40%、银回收率21.23%的铜精矿2,铜综合回收率为92.03%,伴生金综合回收率75.19%,银综合回收率72.92%,实现了该难选铜矿石铜、金、银的高效回收。     

堆存尾矿综合回收有价金属的试验研究

采用浮选工艺回收堆存尾矿中的金、银、铜、硫等有价金属元素。金、银富集在铜精矿与硫精矿中,最终得到含金82.17g/t,含银1 921.68g/t,含铜15.46%的铜精矿;含金4.13g/t,含银156.20g/t,含硫41.36%的硫精矿。实现了有用元素的综合回收。     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

湿法炼锌浸出渣湿法和火法联合处理工艺

为了综合回收锌浸渣中的有价金属,进行了弱酸渣酸浸减量化研究,减量后的渣进回转窑处理,酸浸混合液采用锌精矿还原处理-铁粉置换沉铜-锌焙砂预中和-氧化锌粉中和沉铟工艺来分离回收有价金属.采用酸浸工艺和回转窑工艺联合处理锌浸渣,可减少入窑渣量,降低能耗.结果表明,锌浸渣经酸浸可减量50％以上,锌粉中和沉铟工艺可实现锌回收率大...     

某含金混合铜矿石同步浮选工艺研究

某铜矿石铜品位为0.85%, 含金0.90 g/t, 铜氧化率为21.17%。为开发利用该矿石资源, 开展了系统的工艺矿物学研究, 研发了硫化铜矿物与氧化铜矿物同步浮选工艺, 实现了铜和金的综合回收, 经过一次粗选、三次精选和三次扫选闭路试验流程处理, 可以获得铜品位15.36%、含金12.58 g/t的铜金精矿, 铜和金的回收率分别达到70.93%和54.33%。      

全湿法回收银铋渣中有价金属的试验研究

针对火法和氯化法处理银铋渣的弊端，提出了全湿法处理银铋渣的新工艺。按照试验所确定的最佳条件，用稀硫酸浸锌、用硝酸浸其它金属，结合食盐沉银、中和水解沉铋、含铜ZnS04溶液的锌粉置换除杂和蒸发结晶等从浸出液中提取金属的手段，有效实现了Au、Ag、Bi、Zn、Cu等有价金属的分离回收，可获得金渣、银粉、次硝酸铋、工业硫酸锌和海绵铜产品，Au、Ag、Bi、zn、cu的直收率分别达到99．64％、98．23％、97．76％、96．37％和95．83％。全湿法新工艺工艺简单，加工成本低廉，适于中小型工业化生产。     

铜陵有色卡尔多炉渣中稀贵元素的预富集试验

富含Au、Ag、Pt、Pd、Se等稀贵元素的卡尔多炉渣在返回卡尔多炉再提金、银前,进行预富集可以提高卡尔多炉的工作效率,降低卡尔多炉的生产成本,解决返回料越积越多问题。铜陵有色金属公司对其卡尔多炉渣进行了浮选预富集工艺研究,结果表明：以硫酸亚铁为硫化矿物的活化剂、硫化钠为氧化矿物的活化剂,采用粗选1重点回收硫化矿、粗选2重点回收氧化矿的2粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程,可获得Au、Ag、Pt、Pd、Se品位分别为508.76 g/t、55.78%、9.36 g/t、16.92 g/t、2.94%,Au、Ag、Pt、Pd、Se回收率分别为95.60%、90.09%、78.00%、88.50%、86.70%的浮选精矿;浮选尾矿采用SLon-400型离心选矿机重选,可获得金、银品位分别为9.45 g/t和1 600 00 g/t,金、银流程回收率分别为2.27%和3.28%的重选精矿;全流程的金、银回收率分别达9787%和9337%。因此,浮选-重选工艺是卡尔多炉渣的高效回收工艺,重选尾矿中的金、银可考虑采用化学选矿方法回收。     

含金铜硫型多金属氧硫混合矿选矿试验研究

云南北衙万硐山含金铜硫型氧硫混合矿,在长时间露天堆放过程中次生硫化铜大部分被氧化,且矿石在自然状态下磨矿后矿浆显酸性,给铜回收和铜硫分离带来较大困难。经对比试验研究:采用在磨矿过程中添加石灰和硫化剂,使可溶性铜以硫化铜的形式沉淀,氧化铜表面转变成硫化物,然后与原生硫化铜一起浮选,提高了铜的回收指标且解决了铜硫分离难题;同时消除了在酸性条件下磨矿引起的铁质腐蚀危害。在原矿品位Au 2.2g/t、Ag 34.20g/t、Cu 0.69%、S 9.57%条件下,获得了品位为Au 59.5g/t、Ag 902g/t、Cu 21.23%,回收率为Au 66.77%、Ag 66.71%、Cu 76.21%的铜精矿及品位为Au 2.65g/t、Ag 39.45g/t、S 47.82%,回收率为Au 12.45%、Ag 12.99%、S 89.54%的硫精矿。该工艺方案合理可靠,可作为进一步技术改造的依据。     

Integrating sulfidization with neutralization treatment for selective recovery of copper and zinc over iron from acid mine drainage

The most commonly used commercial process for acid mine drainage (AMD) treatment today is lime neutralization. However, it is accompanied by the treatment of produced metal hydroxide precipitate. Because of the decrease in the capacity of landfill disposal site and the increase in the price of base metals such as copper (Cu) in recent years, it is expected that not only to treat but also to recover these base metals from AMD. For the subsequent smelting process, the major issue is how to separate the Cu and zinc (Zn) over iron (Fe) from AMD as selectively as possible.In this work, we attempted to achieve this objective by modifying the present lime neutralization treatment process with sodium hydrosulfide (NaHS) sulfidization. An AMD sample generated from an abandoned copper mine located in east Japan was utilized in this study. At first, lime neutralization was applied to the AMD to find the precipitation behaviors of Cu, Zn, and Fe. Next, NaHS sulfidization as well as the integration with lime neutralization were conducted to separately precipitate Cu, Zn, and Fe from the AMD. Finally, two modified treatment approaches for selectively recovering Cu and Zn over Fe from the AMD were proposed. The results of consecutive experiments for the two proposed approaches showed that Cu, Zn, and Fe in the AMD were removed and separated into individual precipitates, and that the concentrations of each heavy metal in the final effluent were also able to meet the Japanese effluent standards.     

新型捕收剂PJ-9在某硫化铜矿浮选中的应用

针对某铜矿山在高碱条件下采用丁基铵黑药进行强压强拉选铜,存在的铜回收率偏低、选矿药剂成本高等问题,在不改变现场工艺流程结构及磨矿细度的前提下,仅通过采用新型铜捕收剂PJ-9,在低碱条件下就实现了该矿山铜硫矿物的有效分离,闭路试验获得铜精矿含铜25.22%、金4.60g/t、银90.80g/t,铜回收率92.03%、金回收率39.51%、银回收率49.41%,比相同条件下采用丁基铵黑药作捕收剂时,铜精矿铜品位高2.77%、铜回收率高2.15个百分点,石灰用量减少800g/t,具有良好的工业应用前景。     

从金精砂中分离铅的研究

探索金精砂的预处理工艺、抑制剂和捕收剂的种类和配比,从金精砂中分离出铅。试验结果表明,铅精矿中含铅52.94%、含金52.00 g/t、银685.80 g/t,铅的回收率为90.72%,有76.63%的金和83.96%的银进入铅精矿中。分离后的尾矿作为金精矿,金精矿中金品位为19.83 g/t,含银163.70 g/t。     

红土镍矿酸浸废水中铁镁分离与回收利用

以红土镍矿酸浸产生的废水为原料,采用氧化-中和水解法沉淀铁,氢氧化钙沉淀法沉镁制备无机填料,为红土镍矿酸浸废水中有价金属的回收利用提供依据。研究了沉铁过程中温度和反应终点pH值对沉铁率及镁损失率的影响,获得适宜的沉铁条件为:温度40 ℃、pH=4.0,此时沉铁率可达99.86%,镁损失率约为2%。同时研究了沉镁过程中反应时间、反应温度、搅拌速度、镁钙摩尔比对镁沉淀率和钙利用率的影响,结果表明:温度50 ℃、搅拌速度300 r/min、反应时间2 h、镁钙摩尔比1∶1.2时,沉镁率可达99.53%,钙利用率为96.46%。采用XRD和SEM分析了沉镁产物的组成和结构,表明其为[Mg(OH)₂-CaSO₄·2H₂O]混合物,可用作无机填料。     

锌冶炼污酸与窑渣联合处理工艺研究

针对锌冶炼系统产生的污酸成分复杂、酸度高，砷及重金属浓度高的特点，利用湿法炼锌过程中产生的含有大量有价金属的回转窑渣对其进行处理。提出了“污酸浸出锌窑渣-常压合成臭葱石法沉砷-铁粉置换沉淀铜、砷-中和水解-赤铁矿法沉铁”的主体工艺路线，在实现污酸无害化处理的同时有效利用窑渣中的有价金?属资源。结果表明：经二段逆流浸出后下铜、铁、锌的浸出率均在90%以上，砷的沉淀率高于95%，沉砷渣为晶型良好的臭葱石。溶液中的铜沉淀率超过99%，实验得到的赤铁矿渣含铁量达64.42%，可作为炼铁或制作铁红的原料。