氰化尾渣提金预处理试验研究

针对某选矿厂高硫高砷难处理金矿石经两段焙烧—氰化浸金后产生的尾渣,根据其性质分析,采用硫酸浸铁—硫脲浸金工艺进行提金试验研究。其结果表明:在最优浸铁条件下,即浓硫酸用量45 m L、温度80℃、时间4 h、液固比4∶1,产出的浸铁渣再进行硫脲浸金,铁和金的浸出率分别达到60.37%和63.44%;这表明采用该工艺可有效地从该氰化尾渣中浸出回收金。     

某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究

某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25．01g／t,金回收率46.35％;再磨浮选金精矿品位47．50g／t,金回收率57．65％的较好指标。     

某金矿石浸渣浮选精矿预氧化及氰化提金研究

某金矿石氰化尾渣浮选精矿难浸,在<37μm占99.5%的磨矿细度下氰化浸出24h,金的浸出率仅有3.95%。采用常温常压碱性强化预氧化工艺处理后,金的浸出回收率提高到85.85%,炭吸附率99.62%。     

内蒙古某全泥氰化尾渣的强化浮选

对内蒙古某全泥氰化尾渣进行了强化浮选试验研究。其结果表明:采用硫酸作为调整剂(矿浆p H值5.5)、WH-1作为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药作为捕收剂,经一次粗选、二次精选、二次扫选浮选流程,可获得铜品位5.67%、回收率85.37%,铅品位5.31%、回收率64.90%,锌品位10.95%、回收率82.66%的混合精矿,主要目的矿物均获得较好的富集,为后续铜、铅、锌、硫的浮选分离创造了有利的条件。     

氰化尾渣熔融氯化提金扩大试验

扩大试验通过电炉熔融氯化—烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响。结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下。在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收。     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

金精矿氰化尾渣回收铜的生产实践

介绍了对广东河台金矿金精矿氰化尾渣铜综合回收所采取的技术改造措施,以及改造后所获得的经济技术指标。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出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,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

氰化尾渣压力氧化—氰化浸出金试验研究

对含金8.75 g/t的氰化尾渣进行压力氧化—氰化浸出试验研究。经工艺矿物学研究可知：氰化尾渣中金矿物粒度微细且主要被硫化矿物包裹,常规氰化浸出难以获得理想指标。压力氧化预处理可解决上述问题,使金得到有效回收。通过单因素试验研究了压力氧化过程中矿浆浓度、反应压力、反应温度、氧化时间及磨矿细度对预处理效果的影响。结果表明：在矿浆浓度12%、反应压力3.2 MPa、反应温度220℃、氧化时间2.0 h、磨矿细度-0.045 mm占95%的最佳条件下,平均金浸出率达到90.75%。     

贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣提金试验研究

贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣金品位为2. 06 g/t,回收利用其中的金,减少尾渣堆存,具有重要的资源和环境意义。通过XRD及电子探针等分析方法对氰化尾渣中金的分布与嵌布特征进行分析,采用氧化焙烧—硫脲浸金工艺回收氰化尾渣中的金,并对试验条件进行优化。结果表明:在氧化焙烧温度500℃、焙烧时间1. 5 h,硫脲用量37. 50 kg/t、FeCl_3用量11. 25 kg/t、pH=4、液固比4∶1、常温(22℃)常压浸出1 h条件下,氰化尾渣金浸出率达92. 18%。该研究为微细浸染型金矿石氰化尾渣提金技术的工业化应用提供参考。     

从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究

焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣(后简称细菌氧化氰化尾渣)分别与助浸剂一起细磨10—30min后,在选择条件下进行常规氰化浸出,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1—3g／t下降到0．3—0．5g／t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从3—11．2g／t下降至0．5—1．1g／t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90％—95％。     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52％、S 47.50％、Fe 41.02％,具有较高的回收价值.采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52％,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82％,回收率分别为76.16...     

某氰化尾渣中硫浮选回收工艺研究

为实现氰化尾渣中硫的资源化、无害化利用,对某氰化尾渣回收铅锌铜后的浮选尾矿进行硫浮选回收工艺研究。在矿浆浓度为35%、pH值为5、预处理时间为60 min、捕收剂丁基黄药用量为500 g/t和起泡剂2号油用量为30 g/t的条件下,最终可获得品位在40%以上、回收率在80%以上的硫精矿,实现了氰化尾渣中硫资源的高效回收,并具有良好的经济和社会效益。     

氰化尾渣浮选铅锌预处理工艺技术的优化研究

为了更进一步提高氰化尾渣资源利用效率,根据目前市场对铅锌精矿的要求,采用浓硫酸降氰除渣、活性炭吸附预处理技术,一粗三扫三精浮选流程,硫酸铜做锌矿物活化剂, 异戊基黄药和乙硫氮联合捕收剂,有效提高了技术指标,降低了精矿产品中的二氧化硅含量,为增加企业的经济效益迈出了坚实的一步,使企业得到健康和可持续发展。     

小口金精矿氰化尾渣综合回收铅的试验研究

陕西省小口金矿精矿氰化尾渣中，含铅１９．７０％、含金３．５０ｇ／ｔ，银１７８．７１ｇ／ｔ，在适宜的氧化钙浓度下，不磨矿，不加温，不加活化剂，不破坏剩余氰化物，铅浮选试验指标良好，铅精矿品位达到５７．４６％，回收率７９．７０％，同时可以综合回收尾中的金和银。     

天水金精矿氰化尾渣综合回收铜铅的试验研究

对天水金精矿氰楷尾渣 采用不脱药,不加热,不洗涤的优先浮施工艺流程回收铜铅,获得了合格的铜精矿和铅精矿;金银也同时富集到两精矿中, 综合回收的目的。     

金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究

某黄金冶炼厂金精矿采用直接氰化提金工艺处理,产出的氰化尾渣用作硫酸生产原料,硫元素得到利用,但其中的金没有得到回收,造成资源浪费。试验采用氰化尾渣脱氰、浮选工艺回收金、硫,结果表明：在一级加热脱氰,二级酸化深度脱氰,三级活化选硫选金工艺技术条件下,获得的金硫精矿中金、硫品位分别为1.75 g/t、48.60%,金、硫回收率分别达到81.50%、96.50%,实现了金精矿氰化尾渣中有价元素金、硫的综合回收。     

某高碳金矿氰化尾渣浮选试验研究及生产实践

某高碳金矿石氰化尾渣中金品位高达3.09 g/t。为进一步回收利用该尾渣中的金矿物,对其进行了浮选试验研究。通过对该氰化尾渣进行预处理和"再磨再选"的浮选工艺流程,获到金精矿品位25.23 g/t、金回收率55.08%的较好选矿技术指标;试生产取得了较好的经济效益。