焙烧酸浸渣中铜的形态对铜、金浸出率的影响

以某黄金冶炼厂含铜金精矿为研究对象,采用铜化学物相分析及浸出方法研究了焙烧?酸浸?氰化工艺处理含铜金精矿过程中焙烧酸浸渣中铜形态对铜、金浸出率的影响. 结果表明,含铜金精矿焙烧酸浸及氰化浸出时,铜形态对铜、金浸出率有显著影响,当酸浸渣中氰化易溶铜(氧化铜、次生硫化铜)含量大于0.10%时,金浸出率降低. 以原生硫化铜矿为主的含铜金精矿,适当提高焙烧温度、延长焙烧时间、增加初始酸浸酸度可有效降低酸浸渣中氰化易溶铜含量,提高铜浸出率,减弱其对金浸出率的影响.     

高海拔地区难处理金精矿的细菌氧化预处理及氰化浸金

针对高海拔地区某难处理金精矿含砷高的特点,采用细菌氧化预处理工艺,考察在一定工艺条件下,Fe, S, As脱除率及金的氰化浸出率,并对金精矿及氧化渣、氰化渣进行了分析. 结果表明,Fe, S, As脱除率均达85%以上,金氰化浸出率为88.09%,说明对该类矿物采用细菌氧化预处理工艺具有可行性. 机理分析表明,细菌氧化金精矿是通过直接与间接协同作用机理;氧化酸液中和主要是将液相中砷以化学性质稳定的砷酸铁沉淀除去,将重金属离子等以氢氧化物沉淀去除.     

某浮选金精矿硫代硫酸盐浸金试验研究

某浮选金精矿采用常规氰化浸出工艺提金,产生大量氰化尾渣,带来一系列环境问题。同时由于铜、铁、锌等伴生矿物大量消耗氰化钠,药剂成本较高,经济效益不理想。为解决氰渣问题和氰化钠消耗过高的问题,试验探究了此矿在铜氨体系下硫代硫酸盐浸金的可行性。先后采用硫代硫酸盐直接浸出工艺、氨浸和碱浸预处理-硫代硫酸盐浸出工艺,开展了探究试验,硫代硫酸盐浸金率达到90%以上,接近生产现场氰化钠浸金指标。     

含金粉尘中阻金元素的鉴定及提金工艺的选择

金精矿焙烧过程中产生的含金粉尘是一种有价值的二次金资源。在矿物学分析的基础上,研究了不同预处理方法对含金粉尘氰化脱除有害元素和提金的影响。结果表明,该粉尘属于难处理金矿石,砷、碳、铁对提金的不利影响是导致提金率低的主要原因。当NaOH浓度为6 moL/L时,对砷和碳的去除率分别为99.7%和60.6%;金浸提率为58.9%,仅比直接氰化提高了4.60%;在H₂SO₄质量分数为15%时,铁、砷和碳的去除率分别为33.7%、80.4%和12.6%,金的萃取率达到80.4%;在650℃、0.2 m³/h气流速率下焙烧4 h后,砷和碳的去除率分别为54.7%和95.0%,金的提金率达到84.5%。结果表明,碳对金从尘埃中浸出的影响最大,其次是铁和砷。     

含硫金精矿处理流程的技术改造与试生产实践

含硫金精矿处理流程的技术改造与试生产实践中原黄金冶炼厂陈继祖中原黄金冶炼厂是一个日处理２５０吨金精矿的专业化炼金厂，对多金属硫化矿物金精矿的处理采用硫酸化沸腾焙烧——稀硫酸浸取铜锌——氯盐浸出铅银——氰化提金的生产工艺流程，由于工艺中引进和采用了浆式...     

难浸含砷炭金精矿预先酸浸-焙烧-氰化工艺实验研究

某地难浸含砷炭金精矿采用预先酸浸,然后进行焙烧,氰化浸出,研究了酸浸条件对金浸出率的影响。结果表明,较优酸浸条件为硫酸浓度100 g/L,添加氯酸钠活化剂5 g/kg,酸浸温度50℃,酸浸时间6 h;630℃焙烧2 h;氰化浸出采用二浸二洗流程,氰化钠浓度控制在0.15%~0.20%,氰化浸出时间为(24+12)h。在此条件下,金的浸出率可高达93%。     

从陕西某尾矿中回收硫铅金的研究

针对陕西某尾矿中含有可以回收的硫、铅和金等有价元素,结合矿石性质,采用"重选预富集—混合浮选—硫铅分离"工艺对该尾矿进行了综合回收试验,最终获得品位为43.7%,回收率为81.12%的硫精矿和金铅混合精矿,其中铅品位为42.50%,回收率为69.10%,铅精矿中含金18.99g/t,其回收率为39.90%。本研究对类似尾矿的综合利用有一定的参考意义。     

云南某高硫铜金矿石选矿实验研究

为了提高云南某高硫铜金矿石中有益金属的综合回收利用率,对其进行了选矿实验研究.该矿石中铜品位为5.14%、硫品位为16.96%、金品位为0.3 g/t.针对其矿石特点,采用浮选混浮铜硫、磁选铜硫分离、重选富集含金铜精矿的浮选-磁选-重选联合工艺流程,最终得到3个精矿产品.闭路实验获得了较好的指标,铜精矿Ⅰ铜品位为28.64%,含金1.21 g/t;铜精矿Ⅱ铜品位为25.31%,含金0.64 g/t,铜总回收率为98.53%;硫精矿中硫品位为39.93%,回收率为46.08%;可计价金的回收率为30.43%.该工艺在不添加石灰的情况下实现了铜硫的高效分离.     

综合回收硫精矿中有价元素的研究

为了有效地回收硫精矿中的金、银、铜等有价元素,采用了以电化学方法调整矿浆和经电氧化处理的捕收剂在碱性介质中抑硫浮铜的电化学—浮选工艺,从含Au 5.01g/t、Ag17.23g/t、Cu0.67％的硫精矿中浮出了含金、银、铜分别为112g/t、210g/t、18.02％的铜精矿,其回收率分别为74.83％、40.72％、77.74％。采用该工艺无疑将获得明显的经济效益。     

难选冶矿黄金冶炼工艺和技术

介绍了当前国内外难选冶矿黄金冶炼工艺、技术和实验研究,对包括目前较为成熟的沸腾 焙烧、两段焙烧、生物预氧化、热压氧化、化学氧化等金精矿预处理工艺进行了比较,并对氰化法工艺、金精炼工艺和其它金浸出药剂工艺的研究分别进行了论述.最后对难选冶矿金回收研究应用的前景和方向进行展望.     

难处理金矿石浸出工艺研究现状

针对难处理金矿石进行了定义,简述了其难处理的原因及其相应对策。对氰化浸金前的焙烧氧化、热压氧化、生物氧化、化学氧化等预处理方法进行了综述,并就其相互的优缺点进行了比较;同时也对非氰浸金剂如卤素、硫脲、硫代硫酸盐等,以及它们的浸金机理和优缺点进行了评述。     

从烧渣中回收金银铁的工业实践

山东省乳山县化工厂1984年8月建成了一座日处理硫铁矿烧渣100吨的烧渣提金选铁车间。自1984年9月投产以来,运行正常。每年可回收金2000余两、银100多公斤、铁精矿7000余吨,成功地实现了从烧渣中回收金银铁等有价金属。 乳山县化工厂生产硫酸的原料是本县几个黄金矿山的副产硫精矿。它含有少量的黄铜矿、方铅矿、闪锌矿。其中含的金、银,除少量的单体金、银外,大部份为同上述矿物及脉石结合的连生矿,或被包裹于其中的包裹金、银。经过硫酸生产焙烧、水淬后,原来的包裹金、银又有一定程度的暴露。同时由于焙烧失重,烧渣中金、银的含量又有一定程度的提高(烧渣中平均含金可达4克/吨左右)。上述因素都给采用湿法提取金、银提供了有利条件。原料中的铁则在焙烧时生成三氧化二铁和四氧化三铁的混合物。因受硫酸生产焙烧条件的限制,其中以四氧化三铁形式存在的铁仅占铁总量的35～40％左右。     

黄麦岭工程硫铁矿还原焙烧技术特点

湖北黄麦岭磷化工公司硫酸装置焙烧工段,以广东云浮硫精矿为原料,采用瑞典玻里顿还原焙烧工艺。该工艺在国内属第一次引进,其特点是通过严格控制焙烧条件,获得所要求的焙烧炉气和硫铁矿渣。该工艺流程也可实现氧化焙烧操作。下面就     

含铜金精矿中单质硫的煤油浸取回收工艺

某含铜金精矿尾矿浸铜渣中含有质量分数约15%的单质硫,严重影响后续提金过程的氰化效果。实验进行了以煤油为溶剂的提硫过程研究,考察溶硫时间、温度、液固质量比等因素。实验表明:采用煤油二段浸取法,当工艺条件为液固质量比2—3,温度140℃,加热40min,单质硫的回收率为98.4%,纯度达99%以上。对硫化矿处理过程尾矿中硫的回收,采用煤油为溶媒,是一种有效、环保的清洁生产过程,可以提高贵金属及伴生硫的综合回收率,易于工业应用。     

二步法氧化焙烧工业绿矾工艺

为提高绿矾综合利用效率,实现节能环保生产,研究了二步法氧化焙烧工艺。第一步,对绿矾进行干燥脱水处理研究,通过对绿矾干燥脱水曲线及TG-DSC曲线的分析可知,绿矾前期干燥脱水的最佳温度为110℃,此时所得产物大部分为FeSO₄·7H₂O;第二步,在不同温度下通空气对第一步的干燥产物进行氧化焙烧,研究了焙烧温度对焙烧产物回收率、残硫量、Fe化合形态及烟气中硫分布的影响,结果在800~900℃、气流量120L/h、恒温时间90min的条件下,最终所得焙烧产物的残硫量为0.33%,总铁(TFe)在60%以上,可以作为炼铁原料配加进入烧结矿,且烟气中的硫得到了回收。     

氰化提金尾渣矿物特性与热性质研究

对金精矿焙烧预处理氰化进行了矿物特性与热性质研究,由光谱半定量分析、化学分析、X衍射分析、物相分析等方法确定尾渣中主要化学组成、矿物组成及铁的物相等,由热损失-微分热损失-差示扫描量热法联用分析尾渣的热性质。结果表明,提金尾渣除了氧化铁、二氧化硅等主要组元外,还含有一定的金、银、铅等有价元素,回收价值极高。为尾渣磨矿、磁化焙烧、磁选工艺的选择以及综合利用提供了理论基础。     

两段焙烧技术处理高砷硫金精矿探讨

铜陵某公司采选冶炼加工的金精矿属高砷硫金精矿,其组分为w（Au）25～40g／t、w（Ag）100～120g／t、w（S）约30％、w（Fe）35％～38％、w（SiO2）约25．9％、w（As）3％～5％、w（Pb）1．7％-2．0％、w（Cu）0．6％～0．9％、w（H2O）约8％。为了实现金、砷、硫资源的综合利用,该公司准备采用奥图泰两段焙烧技术处理该高砷硫金精矿,焙烧脱砷产生的三氧化二砷作为白砷产品,焙烧脱硫产生的SO2烟气制硫酸,烧渣用于氰化法提金。     

庞家河金矿金精矿品位分析研究实验

陕西庞家河金矿是一微细粒侵染型矿山,矿石中金主要赋存于黄铁矿、毒砂及少量赤铁矿中,以显微可见金、显微不可见金两种形式存在;金精矿中金品位在40-50g/t,砷含量大约在3.65%-4.40%。本文着重研究二段焙烧、二次溶矿,对金精矿分析结果的影响。     

基于强磁预选的某氰化尾渣磁化焙烧-磁选工艺

以TFe品位为30.71%的河南某焙烧氰化尾渣为原料,采用湿式强磁预选?磁化焙烧?磁选联合工艺制备铁精粉. 结果表明,当强磁预选的磁场强度为1511.54 kA/m时,得到TFe品位44.96%、回收率78.27%的粗精矿;以该粗精矿为磁化焙烧原料,配10wt%焦粉,于750℃下磁化焙烧45 min,焙烧样经二段磨矿、二段弱磁选,当二段磨矿细度小于0.028 mm占63.9%时,可得TFe品位61.71%、回收率68.66%的铁精粉;产率为16.79%的弱磁选尾矿不含氰化物,转化为一般工业固体废物. 焙烧温度低于700℃时,部分赤铁矿未还原;焙烧温度超过800℃时,生成的磁铁矿转化成镁铁矿、铁橄榄石和方铁矿,磁铁矿含量降低,导致铁损失;焙烧温度为750℃时,磁铁矿含量最高.     

硫酸渣磁选获取铁精矿粉实验研究

采用氧化脱硫、进化焙烧及湿式磁选工艺路线，处理硫酸渣后所得精矿粉其总铁品位提高，硫、磷含量降低，基本满足工业炼铁原料要求。