攀钢密地选矿厂总尾矿深度回收方案的探讨

针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00％;金回收率91.14％;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17％;最终浸出渣为铁精矿品位68.72％、铁回收率86.23％.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

某含金、银黄铁矿综合利用试验

为高效综合利用某含金、银黄铁矿精矿,在对其矿石性质研究的基础上,试验研究采用提纯—焙烧预处理—烧渣氰化浸出贵金属的工艺。浮选预处理抛尾得到了含金1.22 g/t、银50.41 g/t、硫50.26%,金、银、硫回收率分别为97.82%、96.53%、95.47%的高品位黄铁矿精矿。高品位黄铁矿精矿经焙烧预处理,烟气用于制酸,烧渣通过氰化浸出回收金、银,获得了金、银浸出率分别为71.99%、64.35%的较好指标。氰化浸渣含硫0.22%、铁品位为65.82%、二氧化硅含量为3.24%,符合铁精矿质量标准,实现了金、银、硫、铁等有价金属元素的综合回收,对矿业资源的综合利用和可持续发展具有重要的现实意义。     

含金硫精矿综合回收实验研究

针对云南某选厂浮选硫精矿中的金以细粒包裹体状赋存于黄铁矿中的性质,采用重浮-焙烧-浸出工艺回收硫精矿中的金、铁、硫.实验结果为:硫以二氧化硫形式回收,回收率为98.24%;金的浸出率为85.48%;浸渣铁品位为60.48%,回收率为98.44%.     

含硫低品位金精矿浸出渣综合利用工艺研究

对某浮选金精矿氰化浸出尾渣矿样进行了选矿试验研究。采用浮选-精矿焙烧-氰化浸出联合流程,金总浸出率可达到60.75%;精矿焙烧过程产生的SO₂烟气可作为制取硫酸的原料;焙烧浸出尾渣含铁52.08%、含硫0.32%,可作为铁精矿产品销售,最终实现了资源的综合回收利用。     

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。     

焙烧氰化尾渣中有价金属梯级分离回收的工艺研究

梯级分离回收焙烧氰化尾渣中的有价金属,对提高资源综合利用率、消解氰化尾渣危废对冶金行业持续发展具有重要意义。本文以焙烧氰化尾渣为原料,采用一级酸浸浸取金铜锌、二级还原焙烧—磁选回收含金铁精矿、三级浮选回收金的梯级分离回收工艺方法,焙烧氰化尾渣中的金、铜、锌、铁的综合回收率分别达到63.07%、80.50%、70.31%、80.64%。该技术方法能够有效解决焙烧氰化尾渣中金、铜、锌、铁的综合回收技术难题,实现了焙烧氰化尾渣的高值化、资源化利用,同时将焙烧氰化危废转化为二次高价值资源,解决了焙烧氰化危废无害化处置的冶金行业共性技术难题。     

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。     

云南某铜金多金属硫化矿选矿试验研究

以云南某铜金多金属硫化矿为研究对象,通过优先浮选获得铜精矿、硫精矿;浮选尾矿经过磁选选铁,获得合格的磁铁精矿;磁铁精矿再磨后氰化浸出回收金,浸金渣作为磁铁精矿产品进行销售。铜、金、铁和硫均得到综合回收。     

复杂多金属尾矿伴生金银铁综合回收试验研究

为综合回收某复杂多金属浮选尾矿中伴生的金银铁,分别开展了磁选、全泥氰化浸出、反浮选试验研究。结果表明,优先采用强磁预选抛尾的方法对含铁矿物进行富集,再采用先回收金银后选铁的方案较好。矿石在“强磁抛尾-全泥氰化浸出-弱磁选铁-强磁选铁,磁铁精矿反浮选脱硫”的联合工艺下,金、银浸出率分别达85.32%和72.13%,并获得TFe品位为62.01%,TFe回收率为11.04%,含硫量为0.25%磁铁精矿,及TFe品位为45.30%,TFe回收率为18.54%铁精矿产品。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

从难处理含金黄铁矿中回收金的研究

云南某金矿的金主要以包裹体状赋存于黄铁矿中,浮选硫精矿硫品位46.18%、金品位42.42g/t,采用火法焙烧-氰化浸出的工艺回收硫和金.将硫精矿在800℃焙烧3 h脱硫,然后在矿浆液固质量比为2:1,用石灰调浆至pH=10,氰化钾用量1 kg/t的条件下从烧渣中浸出金,获得硫回收率为99.79%,金浸出率为87.14%的指标.     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

某难处理金矿石浮选—氰化浸出试验

对某难处理含金石英脉矿石进行了高效利用试验研究,采用浮选可获含金54.20g/t,金回收率为73.23%的金精矿和含金1.43 g/t的尾矿。对金精矿和尾矿分别进行氰化浸出处理,获得了回收率53.49%的贵液和回收率36.21%的金精矿浸渣(含金26.80 g/t),金总回收率达到89.70%。该浮选—精尾分浸工艺流程为该难选金矿提供了较好的开发利用方案。     

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%。     

某硫酸渣综合回收金、铁试验

针对某硫酸渣综合回收利用进行了试验。试验结果表明,采用水洗预处理—氰化浸出—浸渣磁选的联合流程为最佳流程。金的浸出率可达41%,并可得到铁品位为60.90%,铁回收率为79.44%的合格铁精矿,指标较为理想,实现了资源的综合回收利用。