络合沉淀法—硫化沉淀法联合处理铜氰贫液试验研究

针对某黄金生产企业产生的铜氰贫液,采用络合沉淀法—硫化沉淀法联合进行回收处理。在络合沉淀法五水合硫酸铜投加量3.0 g/L、焦亚硫酸钠投加量2.0 g/L,硫化沉淀法九水合硫化钠加药量0.35 g/L条件下,铜氰贫液中总氰化合物、铜和硫氰酸盐质量浓度从150.84 mg/L、121.46 mg/L、252.65 mg/L降至0.44 mg/L、86.17 mg/L、1.23 mg/L,回收金、银、铜的产值为116.62元/m³,扣除药剂成本后产生经济效益55.44元/m³。研究结果为类似氰化企业铜氰贫液的净化处理提供参考。     

超声波强化铜钼浮选过程的研究

斑岩型铜钼矿具有矿石性质复杂、嵌布粒度细、辉钼矿与黄铜矿可浮性相近等特点,导致在浮选过程中铜钼分离困难。利用超声波改变矿浆性质、矿物表面性质及药剂溶液性质。通过对某铜钼矿石采用超声波技术处理强化铜钼浮选分离,纯矿物浮选研究表明,采用超声波处理可以有效实现黄铜矿与辉钼矿的分离。实际矿石分选表明:在磨矿浓度为66.7%、矿浆pH=10.0、石灰用量为450 g/t、水玻璃用量为1 kg/t、YC药剂+丁基黄药用量为160 g/t+50 g/t、2#油30 g/t、磨矿细度 < 0.074 mm占77.2%时,获得混合铜钼精矿钼品位为2.96%,钼回收率为87.44%;铜品位为0.76%,铜回收率为92.77%。对铜钼混合精矿,在矿浆浓度10%下,经超声功率2 000 W处理时间20 min,浮选条件为矿浆pH=10、煤油用量为80 g/t、2#油用量为15 g/t、硫化钠用量为300 g/t,获得最终钼精矿Mo品位为22.19%,作业回收率为95.95%,钼总回收率为83.90%;铜精矿Cu品位为11.88%,作业回收率为98.27%,铜总回收率为91.16%,实现了铜钼矿物良好分离。      

SART法和配合沉淀法脱除氰化贫液中铜氰的对比研究

针对某黄金生产企业铜硫分离浮选后硫精矿氰化产生的氰化贫液，分别采用SART法与配合沉淀法净化处理，对比研究了2种方法的铜与氰化物的脱除效果及回收沉渣中铜、金的经济效益。结果表明：贫液中铜、金、氰化物和硫氰酸盐质量浓度分别为121.46、0.12、150.84、252.65 mg/L时，采用SART法时在溶液pH=5、硫铜物质的量比2∶1条件下，滤液中铜、总氰化物质量浓度为1.52、99.72 mg/L,沉渣中铜、金质量分数分别为65.26%、10.56 g/t;采用配合沉淀法时，在铜离子与亚硫酸根物质的量比1.25∶1、铜离子与氰化物与硫氰酸盐之和物质的量比2∶1条件下，滤液中铜、总氰化物质量浓度为22.08、0.77 mg/L,沉渣中铜、金质量分数分别为51.26%、86.53 g/t;相较SART法，配合沉淀法回收有价金属经济效益更高，更适于回收含铜氰化贫液中的铜和氰化物。     

氰化贫液中铜回收试验研究

长山壕金矿活性炭提金后的氰化贫液循环利用影响金的提取,对其采用树脂吸附后洗脱,产生的洗脱液中铜质量浓度高达2 000~3 000 mg/L,具有回收利用价值。试验采用电沉积法、酸化法和化学沉淀法3种方法回收铜,化学沉淀法效果最佳,并进行了半工业试验。结果表明:洗脱液中铜去除率高于95%,沉淀中铜质量分数大于20%,具有较高的计价品位。每生产1 t铜泥获得的经济效益为2 800元。氰化贫液中铜的回收具有良好的环境效益和经济效益,半工业试验结果为工业化应用提供数据参考。     

选冶联合工艺处理刚果（金）某铜尾矿试验研究

研究了采用选-冶联合工艺湿法浸出-浸出渣浮选处理刚果(金)某复杂低品位难处理铜尾矿,考察了常规湿法浸出和硫酸熟化浸出效果。结果表明:在硫酸用量80kg/t矿,熟化时间15～24h,液固体积质量比3/1,常温下浸出90min,机械搅拌速度260r/min条件下,尾矿中铜浸出率为68.10%,氧化铜浸出率为98.11%,钴浸出率53.32%;浸出渣经浮选,精矿铜品位26.35%,钴品位3.74%,金品位5.87g/t;铜回收率74.64%,钴回收率59.88%,金回收率45.05%。采用选-冶联合流程,铜总回收率为92.11%,钴总回收率为81.28%,指标较好。     

某铜金氧化矿高氰高碱综合回收金铜试验

针对某含铜氧化金矿开展高氰高碱综合回收金铜试验。结果表明,在矿石细度-0.074mm占93.54%、氰化钠浓度1000mg/L、矿浆浓度40.00%、浸出时间48h、炭用量10g/L的条件下,金浸出率为89.67%,炭金品位313.20g/t,铜品位1304.48g/t。炭浸贫液通过酸化法脱铜回收氰根,氰根回收率超过99%,同时铜以品位超过60%铜精矿回收。     

提高银铅锌多金属矿选矿回收率的工艺改造与实践

通过选矿工艺技术改造和加强生产过程控制管理,改造后7-9月和改造前4-6月累计技术指标比较:银金属回收率由改造前的90.97%提高到91.98%,提高了1.01个百分点;铅金属回收率由改造前的92.87%提高到93.19%,提高了0.32个百分点;锌金属回收率由改造前的67.46%提高到74.98%,提高了7.52个百分点。在同等处理矿量条件下,月平均多回收银金属136.42 kg、铅金属5.99 t;锌金属53.72 t,仅技术指标的提高,每月可新增经济效益127万元/月;节约水、电费用2.4万元/月;增加药剂费用0.78万元/月;总计月平均增加经济效益128.62万元/月。     

某含金铜矿石选矿试验研究

某铜金矿石含铜0.46%、金0.48g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选石灰为调整剂、新型药剂ZJ-308为捕收剂,(NaPO_3)_6为分散剂,通过一次粗选、二次精选、三次扫选的单一浮选闭路流程试验,可得到精矿含铜24.64%、含金23.80g/t,铜回收率为89.65%,金回收率为84.78%的指标。通过尼尔森重选—浮选联合流程,可以获得金品位为35.17g/t、回收率为39.66%的尼尔森重选精矿和含铜24.51%、含金13.60g/t、回收率87.65%、金回收率50.36%的浮选铜精矿。金累计回收率为90.02%,较单一浮选流程提高5.24%,铜浮选回收率基本不变,有效提高资源综合利用率。     

含氰贫液酸化产物中铜元素回收工艺研究

金精矿焙烧-氰化系统含氰贫液闭路循环需要定期开路部分贫液,贫液中的Cu元素具有一定的回收价值,本文在含氰贫液酸化法处理工艺基础上探索含氰贫液中Cu元素回收工艺的可行性。酸化处理后CN-挥发率为95.42%,铜沉淀率为97.82%。酸化后贫液固液分离所得酸化沉淀含铜22.77%～35.01%,采用焙烧-酸浸-萃取工艺回收铜,最佳实验条件如下：焙烧温度为640 ℃,液固比为5∶1,H2SO4质量浓度为5%,酸浸时间为3 h,此时可获得铜浸出率为92.27%～95.00%。以20%Lix984作为萃取剂,调节浸出液pH=2.3,有机相和水相相比为1∶1,萃取时间为3～5 min时,单级铜萃取率为98.96%;酸化后贫液固液分离所得液体平均铜浓度为72.89 mg/L,以硫化法深度沉淀铜,当Na2S用量为0.4～0.6 g/L,沉淀时间为1 h时,铜沉淀率为92.21%～99.09%。     

云南某贫硫化物难处理金矿石选别试验研究

云南某难处理金矿石具有嵌布粒度较细、包裹金含量多、有机碳活性高等特点,矿石工艺类型为贫硫化物碳酸盐型难处理金矿石。试验研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等条件对该矿石选别指标的影响。结果表明：采用氰化浸出,浸渣金品位为1.45 g/t,金浸出率为21.62%;采用氰化浸出—浮选联合工艺得到的混合精矿金品位为13.79 g/t,总金回收率为76.46%,对处理同类型矿石具有指导价值。     

BCO光度法测定氨氰体系溶液中铜氨络离子态铜量

本次工作建立了氨氰体系溶液中铜氨络离子态铜量的BCO测定方法,解决了多价态铜离子络合物体系溶液中铜氨离子的选择性测定问题。在pH值为9.0的氨水-氯化铵缓冲溶液中,用柠檬酸铵溶液掩蔽其他的金属离子,采用分光光度法测定氨氰体系溶液中铜氨络离子态铜（Ⅱ）的含量。铜氨络离子态铜（Ⅱ）与BCO形成蓝色络合物,其最大吸收波长位于600 nm,线性相关系数达0.9999,检出限为0.010 mg/L。对氨氰体系溶液进行加标回收,加标回收率为97%~102%,相对标准偏差（n=6）在0.09%~0.46%之间。该方法不经过复杂的处理步骤,操作便捷、测定迅速且准确可靠。     

过氧化氢法处理酸化后含氰尾液的工业试验

山东省三山岛金矿采用过氧化氢法对酸化后的含氟液进行处理，工业试验结果为：处理前ＣＮ＾－８．２８ｍｇ／ｌ，处理后ＣＮ＾－０．１８ｍｇ／ｌ，除氰率达９７．８３％，达到国家规定的污水排放标准，该工艺流程简单，易操作，易实现自动控制，直接处理成本为６．７８元／ｍ＾３。     

某含铜金矿石氨氰柱浸提金试验

对某碳酸盐型含铜金矿开展了氨氰柱浸试验研究,分别研究了入柱粒度、不同氨氰比、滴淋强度和不同液体配制滴淋液返回滴淋等因素对柱浸效果的影响。试验表明：控制-20 mm粒级入柱,有效氨氰比为2∶1以及滴淋强度为5~10 L/m²·h时,Au的浸出率为82.06%,Cu的浸出率为7.85%,NaCN耗量由原来的15 kg/t矿降低到4.24 kg/t矿,NH₄HCO₃耗量为35.33 kg/t矿。同时,当采用含Cu贫液补加药剂返回滴淋时,Cu浸出效果为采用清水时的21%,Cu的浸出受到进一步抑制,而Au的浸出未受到影响。     

紫金山金矿吸附贫液过氧化氢除氰沉铜半工业试验研究

采用过氧化氢氧化除氰沉铜工艺,对紫金山金矿吸附贫液进行了处理。其研究结果表明:在27.5%过氧化氢用量约为4.0 kg/m3,处理过程中不添加石灰时,总铜去除率83.52%,总氰化合物去除率90.57%,沉渣中铜品位为52.08%;处理过程中添加0.5 kg/m3石灰时,总铜去除率95.76%,总氰化合物去除率98.07%,沉渣中铜品位为20.09%。该工艺消除了吸附贫液直接返回堆浸场喷淋时因其铜含量高对金浸出率、吸附率等生产技术指标造成的不良影响。该工艺简单、清洁环保、设备投资小、实施速度较快、技术先进、经济可行,适合对含铜、含氰吸附贫液的短期应急处理。     

氰化贫液除杂的必要性及其综合评估

以三山岛金矿新立氰化厂生产状况为依据,以直接影响生产流程中氰化钠消耗量的杂元素Cu 含量这两因素建立了一元线性回归模型,在近8 年的流程Cu含量与氰化钠消耗数据分析的基础上,预测了今后的氰化流程中铜及氰化钠用量的趋势,提出了氰化贫液处理项目的必要性,并在综合考虑氰化贫液除杂各种流程的特点的前提上,提出了酸碱二段沉淀（MNR）污水处理工艺,通过实践与分析,对该氰化贫液除杂工艺效果进行了综合评估与项目展望。     

从超细粒高铅锌氰化尾渣中浮选回收有价金属的试验研究

从超细粒氰化尾渣中回收有价元素是浮选中的难题,目前采用的方法主要是先加入氧化剂预处理脱氰,再加入捕收剂浮选。然而,该工艺存在药剂成本高、氰化物无法循环使用及矿物表面二次氧化等问题。以山东某高铅锌氰化尾渣为研究对象,在不脱氰的条件下,以氰化贫液为浮选用水,通过浮选试验和闭路试验等方法研究氰化尾渣的浮选回收效果。试验结果表明,在不脱氰的条件下,可浮选回收铅锌,铅精矿铅品位为56.61%,回收率为89.04%;锌精矿锌品位为32.6%,回收率为74.5%。SEM显微镜研究表明,铅精矿中铜矿物表面包裹一层小颗粒方铅矿,改变了黄铜矿界面性质,使得铜矿物表面特性趋于方铅矿界面性质,导致铜矿物大部分进入铅精矿中。     

锰粉代替锌粉去除硫酸锌溶液中铜镉研究

湿法炼锌过程中,溶液净化过程中需要进行除铜镉操作,传统除铜镉方法以锌粉为还原剂去除铜镉,锌粉耗量高,产出铜镉渣品位较低.为了降低除铜镉工序物料消耗,提高铜镉渣品位,研究了用锰粉替代锌粉进行硫酸锌溶液中铜镉的去除,研究结果表明,金属锰粉代替锌粉除铜镉工艺可行.除铜镉速率及去除效果均优于电炉锌粉,同时也达到了降低成本的效果...     

高氯锌浸出液铜渣脱氯试验及应用

锌精矿在浸出过程中氯离子在溶液中不断富集,使氯离子在系统溶液中的含量达到780 mg/L。如何高效、环保、低成本的脱氯成为湿法冶炼共同面对的问题,本文研究采用铜渣作为脱氯剂应用于湿法炼锌溶液脱氯。小试后溶液脱氯率可达76%。后期采用铜渣脱氯的实验参数运用于工业生产中,铜渣脱氯率可到75%以上,铜渣作为一种锌湿法冶炼副产品,铜渣脱氯技术得到很好的利用,铜渣除氯对氯离子的脱除率较高,对环境无污染,脱氯成本低,湿法冶炼系统溶液不会代入杂质离子,安全可靠。但对于脱氯铜渣的回收及循环利用过程中产生的碱洗水的处理成本较高。      

某黄金矿山低浓度含氰废水处理技术研究

针对某黄金矿山低浓度含氰废水开展氰化物去除试验研究,分别考察过氧化氢氧化法、亚铁盐沉淀法、因科法和生物氧化液法处理效果。结果表明:4种方法均能将总氰化合物处理至0. 5 mg/L以下,其中生物氧化液法不产生药剂成本,亚铁盐沉淀法药剂成本仅为0. 10元/m^3。从工艺可行性方面考虑,生物氧化液法需要控制溶液pH值为6,不易实现,推荐采用亚铁盐沉淀法。生物氧化液法为矿山企业处理低浓度含氰废水提供了一个新的思路。