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。     

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%。     

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。     

某浮选金精矿中伴生元素综合回收的试验研究

针对某含铜铅的浮选金精矿,在工艺矿物学研究的基础上进行了选冶试验研究,采用铜铅混选—氰化浸出—铜铅分离流程,获得了合格的铜精矿及铅精矿,铜、铅综合回收率分别为74.16%和70.92%。该流程实现了金精矿中伴生元素的高效综合回收。     

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。     

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。     

某低品位金铜混合矿石联合选别工艺研究

某低品位金铜混合矿石原矿样含Au0.41g/t、Cu0.22%、Ag3.5g/t、S0.51%。工艺矿物学研究结果表明,矿石中金主要以自然金形式存在,铜主要以蓝辉铜矿、铜蓝及硫砷铜矿形式存在中,还有微量胆矾和氧化铜矿。根据该矿石特性,采用尼尔森重选+浮选+氰化联合工艺选别,Au综合回收率达94.33%,Cu回收率82.38%,综合高效回收了矿石中的金和铜,为处理相同类型低品位金铜矿石提供了参考依据。     

复杂多金属含铜银金矿综合回收技术研究

某银多金属矿为铜、铅、银、金复杂共生的难选多金属矿,采用混合浮选—精矿氰化—氰渣优先选铅再选铜的技术方案,开展了大量试验研究工作。结果表明,在氰化浸出的过程中添加助浸剂有利于提高金和银的浸出率。在对氰渣浮选时,采用合理的活化剂对铜的活化以及提高铜的回收率十分重要。经过各个环节工艺流程及药剂制度的优化,获得了金综合回收率80.80%,银综合回收率81.32%,以及品位21.46%、综合回收率70.80%的铜精矿的回收指标,效果是明显的。     

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...     

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。     

含铜金精矿氰化提金和氰渣浮铜试验研究与生产实践

河台金矿浮选金精矿含铜 3 %～ 6%,为了就地产金 ,就金精矿中铜对氰化金浸出率与氰化钠耗量的影响进行了选矿试验研究。研究证明 ,金精矿中铜对金浸出率的影响很大 ,如何采取措施降低铜对氰化浸金的影响 ,减少氰化钠的消耗 ,是提高金浸出率的关键。由于氰渣中含铜量达 3 %以上 ,有必要进行回收。经过试验研究和生产实践 ,采用添加剂A来降低铜对氰化的影响 ,是提高氰化金浸出率、降低氰渣品位和氰化钠消耗的重要途径 ;同时采用药剂B、C、D回收氰渣中的铜 ,能获得较好的指标和效益     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

铜冶炼烟尘的综合利用

以铜转炉烟尘为原料, 采用高压酸浸工艺回收有价金属和脱除砷。结果表明, 在硫酸浓度4 mol/L、浸出温度100 ℃、浸出时间2 h条件下, 烟尘中砷、铁和铜浸出率分别为94.14%、93.80%、91.80%, 浸出渣主要物相为硫酸铅(PbSO₄);通过氧压沉砷处理浸出液, 使溶液中铁和砷形成臭葱石(FeAsO₄·2H₂O)而固化;沉砷后液主要物质为Cu²⁺和SO₄^2-, 可用于电解回收铜。该工艺可以实现铜烟尘中有价金属的综合回收, 同时将砷以臭葱石形式固化, 减少对环境的污染。     

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。     

金渠金矿尾矿资源综合回收研究与应用

综述了金渠金矿对现浮选尾矿、氰渣以及老尾矿库尾矿中有价组分综合回收利用技术研究与应用情况。首次使用"旋流器+氰化"流程对浮选尾矿进行回收,使金选矿回收率从91.5%提高到94.8%,在氰渣浮选中,成功进行了金铜分选;浮选尾矿应用"全泥氰化+氰尾选硫"综合回收工艺,为尾矿资源的综合开发利用提供了一条新思路。     

底吹铜熔炼渣中金银赋存状态及回收率提高探讨

某铜冶炼厂氧气底吹熔炼渣中金品位为0.11g/t,渣中金损失较多,生产上采用浮选法贫化熔炼渣回收金银,金回收率为57.08%,银回收率为65.23%,回收率较低。本文用扫描电镜探究底吹铜熔炼渣中主要组成物的形貌,确定熔炼渣主要矿物成分有冰铜、磁铁矿、铁橄榄石和玻璃体相。通过采用MLA仪器和选择性溶解方法对熔炼渣中金、银的赋存状态进行了研究。结果表明,偶见金属银与金属铜紧密连晶分布于硫化亚铜中;渣中硫化物包裹金占64.71%,硅酸盐包裹金占29.41%,裸露金占5.88%。底吹铜熔炼渣缓冷磨浮流程中被硅酸盐包裹的约30%的金很难回收,这是导致熔炼渣中金回收率低的主要原因。建议在熔炼过程中提高熔炼渣与锍充分接触碰撞的几率,使熔锍尽可能捕集到硅酸盐熔渣里的金银,从而降低熔炼渣中金银含量;在磨浮回收金银时,提高磨矿细度,使被硅酸盐包裹的金颗粒单体解离。