超细磨技术在铜金精矿湿法综合回收铜金硫中的应用研究

对于某矿山浮选产出的铜金精矿,由于铜的影响及黄铜矿和黄铁矿等物质对金的包裹作用的影响,直接氰化浸出的金、铜回收率均很低,虽然采用火法工艺处理该类精矿可较好地解决金、铜回收率低的问题,但是存在环境污染等问题。重点对铜金精矿超细磨-热压浸出-萃取-电积提取铜、浸出渣硫代硫酸钠法提取金和煤油溶解回收单质硫的综合回收工艺进行了研究,结果表明应用该综合回收工艺之后,铜、金和单质硫的回收率分别达到95％、98％和99％,具有有价金属综合回收率高且对环境污染小的优点。     

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。     

氰化金泥的全湿法精炼工艺

氰化金泥的全湿法精炼工艺 ,本发明所属领域为贵金属提取 .氰化金泥目前大多采用水法富集 -火法熔炼 -电解精炼法制取纯金 ,工艺复杂 ,金、银损失较大 .本发明提出了以萃取法为主体的全湿法流程直接从金泥制得纯金 ,同时可回收银等有价金属 .金的回收率可达 99%以上 .流程中的主要工序有王水溶解 ,萃取提金 ,王水不溶渣用氨水浸银 ,水合肼还原得银 .本流程适用于各种品位的氰化金泥 ,酸洗金泥 .金银合金以及伴有锌、铜、银、铁、铅等元素的含金物料。氰化金泥的全湿法精炼工艺@华亭亭$清华大学 @唐晋$清华大学 @席德立$清华大学…     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件.结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57％,酸浸铜浸出率66.45％、硫浸出率88.28％、砷浸出率50.70％,氰化浸出金...     

硫精矿有价金属综合回收技术研究与经济评价

玻利维亚某矿区选锡尾矿经浮选产出含银硫精矿,其中含金1.03×10-6、银178.7×10-6、铜0.53%,硫化物包裹金73.45%,硫化银73.63%。为综合回收该硫精矿的有价元素,采用“添加剂焙烧-烟气制酸-酸浸回收铜-氰化回收金、银-尾渣出售”工艺。试验结果表明,当增加添加剂焙烧时,金、银、铜的回收率均大幅提高,其最终浸出率分别为80.07%、90.32%和89.55%。初步经济分析结果表明,该含银硫精矿吨矿生产总价值为1 471.51元,不计原料费用时吨矿生产总成本为1 228.13元。该含银硫精矿的处理工艺实现了二次资源的可持续利用,为企业节能减排提供了一条新途径。     

某低品位含金硫精矿生产工艺研究

针对某含金硫精矿性质,开展了直接再磨氰化浸出金银—浸渣销售、焙烧制酸—烧渣再磨氰化浸出金银、焙烧制酸—氯化法提取有价金属等选冶工艺试验研究,并从产品方案、技术、经济、现场管控等方面对各种处置方式进行了对比分析。结果表明:相比其他几种工艺,含金硫精矿焙烧制酸—氯化法提取有价金属工艺可以明显提高有价金属回收率,获得金综合回收率81.67%、银综合回收率54.81%、铜综合回收率77.52%、硫回收率90%的较好指标。     

氧压浸锌高硫渣工艺矿物学研究及元素回收

氧压浸锌是一种新兴的湿法浸锌工艺,工艺过程中将会产生40%高硫渣,由于高硫渣的颗粒不均匀,黏度大,工艺矿物学研究不深入,导致高硫渣的处理和利用难度大。以内蒙某锌冶炼厂的高硫渣、硫精矿、硫尾矿为研究对象,研究其工艺矿物学特性,以及有价金属铅、锌、铜、银等综合回收利用。采用XRF、偏光显微镜、SEM-EDS、激光粒度分析仪和MLA矿物解离分析仪等测试分析方法,探究高硫渣、硫精矿、硫尾矿的元素和矿物组成、粒度和矿物连生情况。高硫渣浮选硫回收率84.5%,硫尾矿投入奥斯麦特富氧顶吹炉铅冶炼系统后,Pb、Zn、Ag的回收率分别为95.3%、85.6%、96.91%。     

某难选金矿综合回收试验研究

某难选金矿矿石中伴生有铜、铁等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了选矿综合回收试验研究。其结果表明:通过采用活化剂AS-2活化浮选铜、浮选尾矿细磨预处理—氰化浸金工艺,可获得铜品位14.32%、回收率58.64%的铜精矿,金总回收率达到83.12%;氰化尾矿采用磁选回收磁铁矿并浮选脱硫,可得到铁品位62%以上的磁铁矿精粉和硫品位28%以上的硫铁矿精粉。该工艺流程有效地回收了矿石中的有价金属元素。     

祁雨沟混合金精矿的综合回收研究

祁雨沟金矿浮选混合金精矿金品位低、银、硫、铜、铅、铁等含量较高，用直接氰化法提金，浸金率低很，其中有价元素－－银、铜、铜、硫不能直接回收。通过试验，提出一条新工艺，即沸腾焙烧－酸浸、盐浸－氰化，可以使金的浸出率达９５．２３５，同时回收银８９．７７％、铜９７．２０％、铅９４．２０％以及大部分的硫和铁，使矿产资源得到综合透明和。     

含金多金属硫精矿焙烧——氰化工艺研究及高效节能设备的应用

招远黄金冶炼厂采用焙烧—氰化工艺,从含铜等多金属硫化物金精矿中提金,并综合回收有价元素。该生产工艺的投用,为我国难浸“顽固型”含金矿石提金开创了新途径。     

从含铜金黄铁矿中综合回收金属铜与金的研究

针对某含有金、银、铜等多种有价元素的黄铁矿,在对其原矿物化性质分析的基础上,通过低温氧化焙烧,烟气制酸,焙砂硫酸浸铜,浸铜渣氰化浸金的工艺对该黄铁矿实现了综合利用.使用上述工艺对含硫45.85%(质量分数)、含铜1.92%(质量分数)、含金1.60 g/t的黄铁矿进行处理,得到铜的浸出率为90.09%,金的浸出率可达70%,氰化渣中铁的含量为63.46%,可作为铁精矿外售.金、铜、铁等有价组分实现了综合回收.      

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52％、S 47.50％、Fe 41.02％,具有较高的回收价值.采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52％,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82％,回收率分别为76.16...     

某含金银铜硫矿石的低碱铜硫分离与伴生金银综合回收

某含金银铜硫矿石中铜、硫、金、银品位分别为0.70%、4.76%、0.10 g/t和3.78 g/t,针对现场高碱工艺存在的伴生金银损失率高等问题,以该矿石为研究对象,采用低碱度条件下“铜快速浮选—铜尾活化选硫”的工艺流程进行了系统的浮选试验研究。闭路试验结果表明,最终可获得铜品位为24.28%、回收率为91.93%的铜精矿以及硫品位为45.54%、回收率为44.76%的硫精矿。其中61.51%的金和63.86%的银在铜精矿中获得富集,浮选指标较好, 在低碱条件下原矿实现了有价金属的综合回收。      

从硫精矿中富集金铜银的浮选工艺研究

本研究根据硫精矿中金矿物的嵌分状态和载金矿物的特性，从理论和实践两方面进行了较深入的探讨，确定了最易实现工业化的浮选流程，获得了良好的选矿指标。在原硫精矿含铜０．６７％，金５．０１ｇ／ｔ，银１７．２３ｇ／ｔ，硫３５／１７％的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿：βｃｕ＝１５．５９％、βＡｕ＝１１２ｇ／ｔ、βＡｇ＝２１０ｇ／ｔ、εＣｕ＝７７．３％、εＡｕ＝７４．８８％、εＡｇ＝４０．７％的好指标。尾     

加氯化钠焙烧提高含铜金精矿中金、银、铜浸出率的试验研究

提出了一个含铜金精矿加氯化钠焙烧（酸浸铜）－氰化浸出的工艺方法。对其工艺方法的条件和机理进行了研究和探讨。研究结果表明：加氯化钠焙烧可有效地提高金、银、铜的回收率。经不同类型矿样验证，银的浸出率提高30％以上，金和铜的浸出率也有明显提高。     

氨水提高金精矿氰化金银浸出率的研究与应用实践

采用边磨边浸、富氧氰化工艺处理金精矿,在原生产工艺条件不变情况下,在一段磨矿加入适量的氨水,可以强化银金矿浸出,提高金、银的浸出率,抑制铜浸出和提高氰化钠有效利用率。与不加氨水相比,金氰化浸出率提高了0.47%,银浸出率提高了5.33%,铜浸出率降低了6.50%。     

提高磁黄铁矿型金矿石金铜回收率的工艺研究

本文对安徽省某金矿磁黄铁矿型高硫含铜金矿石提高金铜回收率的工艺进行试验研究，采用了重选－浮选－氰化－浮选的联合工艺流程，取得了满意的结果，新工艺与原工艺相比，氰化钠耗量减少了３ｋｇ／ｔ，浮铜捕收剂节省了７５％，金铜回收率分别提高了５％和１５％，同时综合回收了有价伴生组分硫，经济效益显著提高。     

某难处理金矿热压氧化渣预处理试验研究

高铜难处理金矿经酸性热压氧化后,铜基本被浸出进入溶液中,消除了铜对氰化过程的影响,而银在热压处理过程中易与生成的黄钾铁矾相结合,生成难处理的银铁矾[AgFe₃（SO₄）₂（OH）₆],在随后的常规氰化试验中,金回收率达99%以上,但银回收率不足10%。针对银回收率低的问题,系统考察了矿浆浓度、NaCN浓度、石灰用量、预处理温度和时间、氰化时间及炭密度等因素对金、银浸出率的影响,进而确定了最佳浸出条件。试验结果表明：在85~90 ℃、矿浆浓度为40%、石灰用量为40 kg/t的条件下,对氧化渣进行碱性预处理,随后在NaCN用量为0.10%的条件下浸出8 h,银回收率得到大幅提高（达到85%）,金浸出率也保持在99%以上。     

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。