含铜氰渣浮选试验研究与生产实践

河台金矿在氰渣浮铜中使用B药荆进行预处理和改造工艺流程,大幅度提高了氰渣浮选铜的回收率,取得了明显的经济效益.     

氰渣浮选回收铜的试验研究及生产实践

通过对河南某氰化厂的氰渣浮选选铜的试验研究和生产实践,综合回收了氰渣中的铜、金、银等有价元素,使氰渣成为二次资源,取得了较好的经济效益和社会效益。     

赞比亚某铜冶炼渣选铜试验

为高效开发利用赞比亚某铜冶炼渣,以赞比亚某铜冶炼渣为研究对象,通过对试样化学成分及工艺矿物学特点的分析,确定采用浮选法回收其中的铜。经过2粗开路流程试验,确定了以黄药粒为捕收剂,T 336为起泡剂,硫化钠及水玻璃为调整剂的浮选药剂制度;最终采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程处理试样,获得了铜品位17.32%、回收率82.78%的铜精矿。试验对该类型铜冶炼渣的选矿处理提供了有益参考,经济效益显著。     

安徽某铜熔炼渣浮选选铜试验

安徽某铜熔炼渣含铜1.64%,铜主要以硫化铜和单质铜的形式存在,铜矿物粒度整体偏细,铜矿物集合体主要分布在-0.043 mm,为确定该熔炼渣回收铜资源的合适工艺,进行了浮选试验研究。试验结果表明：采用阶段磨矿工艺,在一段磨矿细度-0.074 mm74.2%、二段磨矿细度-0.045mm98.3%的条件下,通过2粗2精3扫浮选工艺流程,闭路试验获得了铜品位23.33%、铜回收率86.36%的铜精矿,尾矿含铜0.239%的较好指标。     

混合浮选法回收氰渣中铅锌银的生产实践

介绍了混合浮选工艺回收氰渣中铅锌银的生产实践。生产中采用一粗两扫两精的混合浮选流程,选用ATTA药剂作活化剂,丁基黄药与乙硫氮混合使用作捕收剂,获得了铅、锌和银回收率分别为69.25%;86.54%和67.15%,品位分别为17.55%,27.13%和877.26 g/t的混合精矿。     

氰渣压滤机的反洗改造与生产实践

介绍了对氰化系统氰渣压滤机进行反洗改造和在实际生产中的应用情况,重点对反洗水量及反洗时间进行了分析和说明.     

辽宁某精矿金品位提高及氰渣减量化试验

为了提高选冶综合经济效益,降低湿法冶炼成本,减少后续处置成本,减少对环境的危害,对辽宁某浮选精矿进行了提高金品位试验研究。研究经再磨再选闭路流程使金品位由37.09 g/t提高至63.77 g/t,精矿金回收率为96.95%,产率为56.39%;有效减少了进入氰化系统的精矿量,实现了氰渣减量化;针对于原矿浮选体系,该精矿再磨再选工序的尾矿不是最终尾矿,可返回原矿浮选流程,以进一步提高浮选总回收率。     

银洞波金矿氰渣浮选尾矿的综合回收

金精矿氰化渣经铅浮选后，尾矿再进一步综合回收铅、锌、金、银、硫，在资源不足的情况与，为矿山开辟了一条新的途径。试验中，采用Ｎａ２ＳＦ６、纤维素联合强化抑制剂，重点抑制脉石矿物和黄铁矿，加入ＣｕＳＯ４活化剂活化强烈抑制的锌矿物，使铅、锌混合精矿达到了产品质量要求，取得了较好的技术指标。     

某金矿氰渣除氰固砷实验研究

某金矿氰渣中总氰化物和总砷元素超标,研究了采用过氧化氢氧化分解氰化物、硫酸亚铁络合固砷工艺对氰渣进行无害化处理。结果表明：除氰段,过氧化氢加入量2 mL/L,反应时间2 h;固砷段,硫酸亚铁加入量0.5 g/L,过氧化氢加入量1 mL/L,硫酸加入量6.5 mL/L,反应时间1 h;经过除氰和固砷处理,所得氰渣的毒性浸出液中总氰化物质量浓度为0.25 mg/L,砷质量浓度为0.55 mg/L,满足标准要求,可进入尾矿库堆存。     

氰渣选铅试验研究

介绍了对某含铅金精矿氰化尾渣进行综合回收的试验研究。重点进行了药剂制度等方面的试验,寻找最合适的药剂及相应的技术参数。     

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

含金钼精矿氰化提金工艺试验与生产实践

含金钼矿氧化程度高,采用优先浮选硫化矿,然后再浮选氧化矿工艺,将金富集到硫化钼精矿中。硫化钼精矿经过磨矿—氰化浸出—固液分离—锌丝置换的工艺流程,将金提出,使矿石中伴生金得到综合回收,提高了钼产品的附加值。     

含金钼精矿氰化提金工艺试验与生产实践

含金钼矿氧化程度高,采用优先浮选硫化矿,然后再浮选氧化矿工艺,将金富集到硫化钼精矿中。硫化钼精矿经过磨矿-氰化浸出-固液分离-锌丝置换的工艺流程,将金提出,使矿石中伴生金得到综合回收,提高了钼产品的附加值。     

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。     

重选尾矿氰化浸出试验研究

为实现矿山经济效益的最大化,二道沟黄金矿业有限公司开展了重选-炭浆提金工艺替代重选-浮选提金工艺的研究,确定了氰化浸出的工艺技术条件,按试验确定的参数组织的工业试验结果表明,实验室试验结论可靠,可作为生产改造的依据。     

过氧化氢助金的氰化浸出研究

通过用Ｈ２Ｏ２对某金矿金精矿进行助金的氰化浸出试验研究，探讨了在实际浸出过程中矿浆ｐＨ值对Ｈ２Ｏ２稳定性的影响，Ｈ２Ｏ２用量对矿浆放氧速度，溶氧量和金的浸出率的影响，结果表明，过氧化氢助金浸出可大大缩短金的浸出时间，提高浸出率。     

用搅拌磨湿法超细磨得金精矿的氰化浸出工艺研究

研究了搅拌磨湿法超细磨得金精矿（-20μm＞97%）的氰化浸出工艺,探讨了影响金精矿氰化浸出的因素,并与常规滚动式球磨机湿法磨得金精矿氰化浸出指标进行对比。结果表明,通过优化氰化浸出各种因素,可大大缩短氰化浸出时间,氰化钠和碱石灰用量分别降低了1 kg/t、1.47 kg/t,金的浸出率提高了0.49个百分点,浸渣含金量降低了0.21 g/t,效果显著。     

从某金精矿中回收金银铜铅锌的试验研究

山西某复杂多金属硫化矿石采用混合浮选获得的金精矿含Au34.22g/t、Ag904.4g/t、Pb8.78%、Cu1.32%、Zn3.35%,混合精矿直接外销,但其铜、铅、锌基本不予计价,造成了有价金属的流失。采用浮选精矿氰化浸金—氰化渣铅、铜、锌依次优先浮选流程,获得金总回收率96.60%、银95.51%、铅85.39%、铜72.37%、锌83.51%,实现了高效综合回收该矿石中的有价元素,经济效益和社会效益显著。     

某氰化尾矿综合回收铜铅的试验研究

采用优先浮选铅、再活化浮选铜的工艺流程,对山东某黄金氰化厂氰化尾矿进行了实验室试验研究,结果表明:铅浮选采用一粗两扫三精的选别流程,选用水玻璃分散矿泥,硫酸锌抑制闪锌矿,异戊基黄药与乙硫氮作捕收剂,可取得铅回收率、品位分别为76.51%、43.28%的合格铅精矿;铜浮选采用一粗两扫两精的选别流程,选用脱药剂A、活化剂硫酸铜和B,捕收剂丁基铵黑药和Z-200号,可获得铜回收率、品位分别为62.03%、18.02%的合格铜精矿。     

何家岩原生金矿石细菌预氧化提金工艺试验研究

何家岩原生金矿石中,金及金的载体矿物粒度微细,采用常规氰化浸出,金浸出率仅23%左右。对浮选金精矿采用细菌预氧化—氰化浸出工艺,金浸出率可达到92.73%。因此,采用浮选—浮选金精矿细菌预氧化—氰化浸出是处理该矿石较为适宜的工艺。