氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

转炉钢渣处理工艺

介绍了转炉钢渣进行综合处理再利用的生产工艺,经过钢渣热泼、破碎、棒磨磁选等工艺,可获得片钢、粒子钢以及粒度≤10mm、TFe O品位≥50%的钢渣精粉用于返回冶炼,同时得到TFe O品位≤15%的副产品尾渣用于水泥或混凝土行业,最终实现炼钢固废资源的转化。     

硫铁矿烧渣资源化利用的试验研究

用硫铁矿烧渣生产铁精粉,可为铁矿资源日益紧张的钢铁工业提供炼铁原料。本文针对三种品级的硫铁矿烧渣,研究了各自适宜的处理工艺。对于TFe(铁品位)相对较高的棕色型烧渣,通过磨矿-弱磁选-强磁选工艺,依次分选出磁铁矿、赤铁矿,将TFe从61.21%提高到64.06%;对于TFe中等的红色型烧渣,通过磁化焙烧-磨选工艺,将烧渣在温度650～700℃、CO/(CO+CO2)为10%～20%的条件下焙烧,烧渣中赤铁矿可较好地还原转化成磁铁矿,再经弱磁选分离,可使TFe从53.51%提高到64%以上;对于TFe较低的黑色型烧渣,通过磨矿-弱磁选工艺,TFe从44.83%提高到64.73%。通过分选试验,三种硫铁矿烧渣的TFe都可提高到64%以上,回收率可达77%以上。本研究为不同类型的硫铁矿烧渣选择适宜的处理工艺提供了依据和借鉴。     

氰尾渣金品位偏高原因及解决措施

河南嵩县金牛有限责任公司一选厂原选矿工艺为全泥氰化一锌粉置换。随着选矿厂处理的原生矿石增多和入选品位的降低,原生产工艺已不适用。为此,于2001年对原工艺进行技术改造,改造后工艺为浮选—精矿氰化—锌粉置换—氰尾渣浮铅。工艺改造投产后曾出现氰尾渣品位偏高现象。通过在实践中观察与探索研究,发现氰尾渣品位偏高主要系进入氰化系统的浮选金精矿脱药效果不好所致。对此采取了切实可行的解决措施,使一选厂取得了令人满意的生产指标。金氰化浸出率由85％提高到94％。     

某氰化提金尾渣回收铁的选矿试验研究

某氰化提金尾渣中铁矿物种类多、磁性差异大,矿物粒度细,采用弱磁、强磁依次选别工艺流程获得的选矿指标不佳。采用弱磁、强磁交叉选别工艺流程进行铁的回收试验研究,并对试验条件进行了优化。在最佳条件下,获得了TFe品位为62. 43%,回收率为21. 62%,产率为12. 54%的磁铁精矿,以及TFe品位为50. 51%,回收率为21. 36%,产率为15. 31%的褐铁精矿。该工艺流程使得磁铁精矿与褐铁精矿分配合理,进一步提高了综合经济效益。     

云南某含金多金属氧化矿选矿试验研究

云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。     

赤泥直接还原资源化利用中试研究

采用煤基直接还原-磨矿磁选/熔分工艺,对国内某氧化铝厂拜耳法赤泥进行了转底炉直接还原、磨矿磁选、熔分渣铁分离、热态炉渣制备新型岩棉的中试试验。转底炉中试试验结果表明,采用"转底炉直接还原-熔分"流程处理赤泥,可获得TFe品位94%以上、铁回收率93%以上的熔分铁水;采用"转底炉直接还原-磨矿磁选"流程处理赤泥,可获得TFe品位90%以上,铁回收率80%以上的金属铁粉;同时,采用熔分得到的二次尾渣,经高速甩丝后得到渣球含量、纤维直径、含水率均满足国标要求的纤维棉制品。因此采用本文的工艺路线可以实现赤泥的资源化综合利用。     

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...     

马达加斯加Maevatanana矿区低品位含金矿石选矿试验研究

马达加斯加Maevatanana矿区矿石工艺类型为石英脉型含金氧化矿石。矿石中硫化物为0.25%,金品位较低,为0.8 g/t。通过提金探索试验表明,采用氰化浸出提金工艺与重选—浮选联合工艺时,其尾渣品位相差不大。综合考虑该地区对环保的要求及经济效益,避免氰化尾渣污染环境,适宜采用重选—浮选联合工艺处理矿石。     

从冶炼渣选铜尾矿中综合回收铁新工艺研究

铜冶炼渣中的铁主要以铁橄榄石、硅酸铁的形式存在,铁品位含量高,嵌布粒度极细,综合利用难度大.采用磁选粗选、再磨、磁选精选、反浮选等工艺进行了从铜渣选铜尾矿中回收铁精矿和选煤重介质选矿试验,可获得产率为10.24%、铁品位为51.56%的合格铁精矿和产率为17.66%、铁品位为53.38%、密度为4.35 g/cm3选煤重介质.该工艺是铜冶炼渣中铁综合利用的一种新途径和新方法,具有良好的应用前景.     

某微细粒嵌布难处理金矿石多金属综合回收试验研究

针对某含碳、低硫、微细粒嵌布难处理金矿石进行多金属综合回收试验。试验结果表明原矿采用氢氧化钠碱性氧化预处理—氰化浸出—浸渣磁选综合回收工艺流程,可获得金浸出率88. 40%,铁回收率75. 23%,精矿铁品位61. 35%的工艺指标。     

干磨转炉钢渣风力磁选试验

钢渣中FeO及Fe2O3均为弱磁性,无法通过直接磁选进行回收。经过干式粉磨加风力磁选结果表明:粉磨15min后-160目的粒度占比达55%。含单质铁钢渣矿样(TFe34.37%)在滚筒转速3 m/s时,TFe品位由34.37%提高至54.59%,产率37.33%,TFe回收率为59.29%,各项指标最为经济。不含单质铁钢渣矿样经风力干式磁选,滚筒转速6m/s时,TFe品位由17.88%提高至61.41%,产率6.46%,TFe回收率为22.19%。同时产生的除尘料TFe在10%左右,用于水泥及混凝土混合材时可避免粉磨时易磨性差、混凝土搅拌时易产生层析的问题。     

回收氰化渣中铁的工艺试验研究

以高铁高铝、硅氰化渣为原料,试验探讨了回收渣中铁的工艺,并运用XRD、SEM和EDS等分析铁回收机理。结果表明:氰化渣以赤铁矿为主,并与铝、硅等杂质化合物共生,呈相互包裹的复杂嵌布关系,采用常规的焙烧-磁选工艺不能有效地回收铁。采用添加复合添加剂的焙烧-水浸-磁选工艺,当氰化渣粒度为<74μm比例占85%,焙烧温度750℃,氰化渣:活性炭:添加剂A:添加剂B(质量比)=100:10:3:10,水浸温度60℃,水浸液固比5:1,水浸时间5min,搅拌速度20r/min,激磁电流为2A时,可获得铁精矿全铁品位为53.82%、回收率为76.55%的选别指标。复合添加剂可与大部分铝、硅等杂质化合物反应,生成复杂可溶性和难溶非磁性物质,水洗及磁选后可去除,使铁的品位和回收率提高。     

某低品位钒钛磁铁矿选铁试验及选铁过程中元素走向

某低品位钒钛磁铁矿含TFe 17.92%,含Ti O26.19%,采用干式预选抛尾—阶段磨矿阶段选别工艺后,获得了TFe品位60.57%、全流程铁回收率49.34%的铁精矿,铁精矿中含Ti O27.89%。在选铁过程中,经过干式粗粒抛尾以后,铁、钛、钒、铬、钪、钴、镍等元素皆主要在粗抛精矿中富集;经过湿式磁选以后,铁精矿中钒、铬得到了较好的富集,钴、镍有一定程度的富集,而钪主要富集在弱磁选尾矿中,硫在干式尾矿中含量较低,在铁精矿中有一定程度富集。     

强磁选-重选联合工艺回收尾矿、尾渣中铁的研究

采用SLon立环脉动高梯度磁选机强磁选和离心机重选联合工艺,可有效回收选矿尾矿、赤泥、浸金尾渣和焙烧中矿的铁资源.研究表明,SLon立环脉动高梯度磁选机在背景场强为0.7~0.9 T时强磁粗选抛尾;再对粗选精矿采用离心机在转速为400 r/min,洗涤水为2400~2600 mL/min进行精选,可以得到TFe品位60%以上的铁精矿,且有较高的精矿回收率.     

强磁选-重选联合工艺回收尾矿、尾渣中铁的研究

采用SLon立环脉动高梯度磁选机强磁选和离心机重选联合工艺,可有效回收选矿尾矿、赤泥、浸金尾渣和焙烧中矿的铁资源.研究表明,SLon立环脉动高梯度磁选机在背景场强为0.7~0.9 T时强磁粗选抛尾;再对粗选精矿采用离心机在转速为400 r/min,洗涤水为2400~2600 mL/min进行精选,可以得到TFe品位60%以上的铁精矿,且有较高的精矿回收率.     

铜渣熔融还原回收铁试验研究

以铜浮选尾渣为原料,采用直接熔融还原—磁选的方法回收铁,探讨了在焙烧温度为1 350℃时,碳粉、氧化钙用量及焙烧恒温时间对还原渣磁选过程铁回收率与铁精矿品位的影响。结果表明,在碳粉和氧化钙添加量分别为铜渣质量的32%和10%、恒温100min的条件下对浮选尾渣进行熔融还原,焙烧后的产物破碎磨细至-0.074mm占85%,再进行弱磁选,可获得铁品位为67.47%的还原铁精矿,铁回收率为92.32%。     

从硫酸渣中选铁试验研究

硫铁矿制备硫酸过程中产生大量硫酸渣,其中含30%~50%的铁矿物。研究了采用弱磁选、重选等方法回收硫酸渣中的铁矿物。试验结果表明:采用阶段磨矿—重选—磁选联合流程,可以获得铁品位59.61%的铁精矿,产率46.95%,回收率72.79%。     

贫赤铁-黄金尾渣悬浮态磁化焙烧选矿试验

针对河南黄金尾渣中低品位、难选的赤铁矿,采用悬浮态磁化焙烧-磁选工艺和阶段粉磨-磁选工艺流程对该黄金尾渣进行选矿试验,并取得了良好的效果:原矿铁品位只有27.30％,在焙烧温度750～850℃、焙烧时间2～3 s的煤基直接还原和一定的粉磨-磁选条件下,获得铁品位56.05％、回收率77.51％的铁精矿.分析了影响焙烧磁选的主要因素.     

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。