废旧电路板中有价金属回收试验研究

提出了一种以FeO-SiO₂-Al₂O₃-CaO渣体系为基础的废旧电路板还原熔炼工艺,从减少渣中金属损失及控制性能角度,对渣成分及结构进行调控,研究了熔剂添加量、熔炼时间、熔炼温度、炉渣组成成分对金属回收率的影响。结果表明,在熔剂添加量为原料质量30%、熔炼温度1 450 ℃、熔炼时间75 min、FeO/SiO₂比为1、渣中CaO含量8%条件下,废旧电路板中Cu、Sn回收率分别为91.98%、86.30%,贵金属Au、Ag、Pt在合金相中含量分别可达67.41 g/t、1 020.74 g/t、54.75 g/t。以该渣系为基础还原熔炼废旧电路板的工艺是可行的。     

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。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

氰化尾渣综合利用工艺分析与探讨

介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。     

某氰化银泥转炉冶炼高硒银烟尘综合回收研究

针对某氰化银泥转炉冶炼烟尘含硒、银、铅、金高的特点,为了避免火法冶炼操作环境恶劣、渣率高、金银回收率低、硒对后续工序产生不良影响,研究了稀硫酸优先分离硒、火法熔炼回收绝大部分金银、冶炼渣再氰化浸出金银的工艺。得出稀硫酸优先分离硒的最佳工艺条件：稀硫酸浓度为25%、固液质量比为1∶6、反应温度为85℃;硒浸出液还原的最佳工艺条件：亚硫酸钠用量为110 g/L、硫脲用量为10 g/L、陈化时间为12 h;硒浸出渣火法熔炼的最佳工艺条件：浸出渣、铁粉、碳酸钠、煤的质量比为50∶1∶15∶5;火法熔炼渣氰化浸出金银的最佳工艺条件：矿浆浓度为33%、氧化钙浓度为0.12%、氰化钠浓度为1.2%、氰化浸出时间为96 h;试生产采用试验确定的工艺条件,共处理金品位为150 g/t、银品位为7%、硒品位为6%的高硒银烟尘40 t,获得了金5.98 kg、金回收率为99.7%,银2.77 t、银回收率为99.1%,硒2.12 t、硒回收率为88.35%,经济效益达113.19万元,经济、环境、社会效益显著。     

哥伦比亚某高硫氰化尾渣回收锌试验研究

哥伦比亚某氰化尾渣含硫50.52%、含锌1.62%、含金0.79 g/t、含银16.1 g/t,若直接抛废,将造成金属资源的浪费。为回收该氰化尾渣中的锌,采用预处理—浮选工艺流程,通过Inco法预处理矿浆,矿浆中的氰根离子浓度从0.35 g/L降至0.005 g/L以下,减少了氰根离子对后续锌浮选的影响。氰化尾渣预处理后选锌,在1粗1精1扫条件下,获得的锌精矿含锌40.06%、含金3.73 g/t、含银176.90 g/t、锌作业回收率93.42%、金回收率3.03%、银回收率28.00%,实现了氰化尾渣中有价金属的综合回收。     

氰化尾渣熔融氯化提金银试验

以氰化尾渣原料,采用熔融氯化工艺提金,研究了氯化钙添加量、氯化时间、氯化钙的添加方式等因素对氯化提金的影响,并对如何降低熔融氯化温度进行了探索。结果表明,CaCl_2添加量为7%,分五次添加,熔融氯化时间为15min。氧化钙添加量为5%,熔融氯化温度为1 450℃。金挥发率为95.69%,渣含金为0.54g/t;银挥发率为77.06%,渣含银为4.20g/t。     

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5.85g/t、银含量为22.92g/t、SiO2含量为26.23%。为回收利用该尾渣中的金银,对其进行了氯化挥发焙烧试验。结果表明:尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发;在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0.95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40min时,获得了金、银的氯化挥发率分别为93.21%和61.61%的指标。采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。     

陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究

陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣中可供选矿回收的组分只有金和银,其中金品位为4.92 g/t左右,银品位为21.77%。工艺矿物学研究结果表明,原料中的金主要为裸露半裸露金和硅酸盐中金,铁主要赋存在赤褐铁矿中。根据原料性质特点,进行了详细的条件试验研究。试验结果表明:该焙烧氰化尾渣经高温焙烧—氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了技术支撑。     

含铅固废还原固硫混合熔炼工艺研究

为解决湿法炼锌渣和废铅酸蓄电池铅膏等含铅固废难以经济有效回收利用的难题, 提出了一种含铅固废还原固硫混合熔炼新工艺。采用单因素试验分别考查了还原剂配比、碳酸钠配比、设定铁硅比FeO/SiO₂和钙硅比CaO/SiO₂等因素对熔炼效果的影响, 获得的最佳工艺条件为: 还原剂配比10%、Na₂CO₃用量4%、设定铁硅比1.4、钙硅比0.5, 在此条件下, 铅平均直收率为91.98%、渣含铅0.68%、锍含铅4.33%, 综合固硫率82.47%。该工艺流程短、清洁高效, 可实现一步炼铅和固硫熔炼。     

阶段磨矿—异步浮选工艺回收某铜冶炼渣中的铜

铜火法冶炼渣中铜品位为5.23％,具有良好的回收利用价值.原矿中铜矿物主要为冰铜和金属铜,脉石矿物主要为铁酸盐和铁橄榄石,还有大量的玻璃相.玻璃相的存在为选矿带来不利的影响.对该冶炼渣采用阶段磨矿—异步浮选工艺,在较粗的磨矿细度下优先回收可浮性较好的粗颗粒铜矿物,获得含铜45.36％、铜回收率81.65％的铜精矿,浮选...     

氯化焙烧铜熔炼渣回收铅工艺及动力学研究

以CaCl2为氯化剂,进行了氯化焙烧铜熔炼渣回收铅的研究,考察了焙烧温度、保温时间、氯化剂添加量和空气流量对铅金属回收率的影响,探讨了铜熔炼渣中铅的氯化挥发动力学.结果表明,当焙烧温度950℃、焙烧时间12 min、CaCl2添加量10％、空气流量100 mL/min时,铅的金属回收率达到92.71％.铜熔炼渣中铅的氯...     

强磁-浮选从金尾矿中提取SiO2试验研究

我国每年金尾矿排放量巨大,不仅造成资源浪费,还严重威胁生态环境。河北宽城某金尾矿SiO₂含量为68.64%,为了充分利用该尾矿资源,采用预先沉降脱泥-强磁选除铁-反浮选除铁-SiO2浮选提纯工艺进行试验。结果表明：试样在沉降时间为2.5 min条件下沉降脱泥,脱泥后沉砂在磁场强度为1.2 T条件下采用强磁选除铁,SiO₂含量由73.38%提高到79.55%,Fe₂O₃含量由5.24%降低到1.75%,非磁性产品以YS为捕收剂反浮选除铁,Fe₂O₃含量降低至0.51%,然后以YG-01和YG-02为组合捕收剂进行1粗2精石英提纯浮选,对提纯后产品进行的XRD分析未检出杂质产品,其SiO₂含量为98.46%、Al₂O₃含量降低至0.65%、Fe₂O₃含量降低至0.09%,可以达到国家级玻璃原料二级质量标准。对金尾矿进行SiO₂提取不仅充分利用了尾矿资源,而且可以取得一定的经济效益。     

从铅冰铜中高效选择性提取铜的工艺研究

采用高温高压纯氧氧化法选择性提取铅冰铜中铜, 研究了硫酸用量、浸出温度、反应时间、液固比、氧气压力、搅拌速度以及分散剂木质素用量对铜浸出率的影响及对浸出液中铁含量的影响。铅冰铜经氧压浸出后进行液固分离, 铅冰铜中的铜进入液相中, 绝大部分铁以赤铁矿的形式与铅、银、金等有价金属一起进入渣相中; 浸出后的硫酸铜溶液经调酸后直接进行旋流电解可得到合格的阴极铜产品, 浸出渣返回铅冶炼系统综合回收铅、银、金等有价元素。高温氧压浸出铅冰铜, 铜浸出率可达93.5%, 阴极铜产品质量达到99.975%, 有效实现了铅冰铜中铜的选择性提取。     

氰化尾渣氯化挥发-还原焙烧一步法回收金铁

为探索氯化挥发-还原焙烧一步法回收氰化尾渣中金、铁的可行性,以河南某黄金冶炼企业金品位为4.57 g/t、铁品位为42.95%的氰化尾渣为研究对象,氯化钙和氯化钠为氯化剂(按w(Ca Cl2)∶w(Na Cl)=4∶1混合添加),烟煤为还原剂,进行了氯化挥发-还原焙烧试验。结果表明:在氯化剂用量为10%、烟煤用量为18%、焙烧温度为1 000℃、焙烧时间为80 min、焙烧产品磨矿细度为-0.043 mm占75%、磁场强度为106 k A/m时,可以获得金挥发率为85.19%、精矿铁品位为74.16%、回收率为87.75%的指标。试验结果为从氰化尾渣中回收金、铁提供了一种新途径。     

新型捕收剂浮选回收白云鄂博选矿厂尾矿中的白云石

为实现白云鄂博尾矿萤石选别后尾矿中白云石的综合回收,以白云鄂博尾矿中萤石与白云石分离粗选尾矿为浮选给矿,进行了新型捕收剂DWZ-2、水玻璃用量条件试验及浮选闭路试验。结果表明,以DWZ-2为捕收剂,以水玻璃为抑制剂,采用一段粗选四段精选工艺流程闭路浮选所得精矿中白云石含量83.62%、回收率80.49%,SiO₂含量为0.86%,SiO₂的去除率为84.10%,其白度为45.7%。因此白云石改性后具备成为深色橡胶填充材料制备原料的可能性。该研究对于提高白云鄂博矿资源综合利用水平、减少尾矿的排放量、减轻环境压力、增加企业经济效益等具有重要意义。      

底吹熔炼渣工艺矿物学研究

为了回收铜渣中的有价金属,采用XRF、XRD、SEM、EDS和BPMA等分析手段对底吹熔炼铜渣进行了工艺矿物学研究,查明了熔炼渣的主要成分、主要矿物成分、铜物相赋存状态,并对渣中重要矿物相的嵌布特征、嵌布粒度和主要矿物解离度进行了深入研究.结果表明:①熔炼渣中主要有价金属为Cu、Fe、Pb、Zn等,杂质成分主要为SiO...