难选焙烧氰化尾渣提金试验研究

针对新疆某难选焙烧氰化尾矿,首先进行了工艺矿物学研究,确定该氰化尾渣的矿石特性,并采用多种选矿工艺进行了试验研究,最终推荐以回收硫化物中金为主的浮选方案,获得了精矿品位33.11 g/t,浮选回收率55.70%的试验指标。     

Pt族金属在加压氰化浸出过程中的行为探讨

对加压氰化浸出过程Pt族金属(Pt,Pd,Rh)行为的研究表明,Pt族金属氰化浸出率的顺序为Pd>Pt>Rh,而相应氰配合物高温下稳定性顺序为Rh≈Pt>Pd浸出过程中的行为规律实际上反映的是表面态Pt族金属的化学反应活性顺序,也即金属的原子态稳定性和金属键强度两种变化规律的综合表现,而Pt族金属氰配合物高温稳定性可以由“重Pt族配合物比相应结构的轻Pt族配合物的热力学稳定性更大,动力学惰性更高”以及金属氰配离子反应活性得到解释。     

从氰化尾渣衍生物制备标准铅、锌精矿的新工艺

以氰化尾渣衍生物为原料,制备标准铅、锌精矿。采用X体系在常压下进行氧化浸出,研究浸出电位、氧化剂、总酸量、试剂A、试剂B、浸出时间和浸出温度对锌回收率、锌精矿品位以及铅浸出率的影响。结果表明:采用二段浸铅与气液固强化浸出相结合的方法在高效气液固反应器中进行实验,其最优条件如下:试剂A量15.6 g/L,试剂B量90 g/L,液固比L/S=10:1,鼓氧量1.5 L/min,浸出温度70℃,每段浸出时间均为3 h。所得铅精矿和锌精矿氧量品位分别高达75.49%和45%,副产品硫磺的品位达到99%,其中,铅、锌总回收率分别为90.68%和99%,单质硫的回收率高达99.1%。     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

加压碱浸处理氰化浸出法回收汽车废催化剂中的贵金属

为提高铂族金属的浸出回收率,针对前期研究提出的汽车废催化剂先经加压碱浸处理而后再加压氰化浸出铂族金属的新工艺,变动预处理反应过程各种工艺参数,考察了对后续铂族金属氰化浸出指标的影响。结果表明:预处理可打开汽车废催化剂载体对铂族金属的包裹,有利于其氰化浸出;但物料粒度过细或反应碱用量过大、温度过高、时间过长均容易形成新相重新包裹,不利于氰化试剂与铂族金属有效接触;预处理渣进一步湿磨,可消除包裹,提高氰化浸出率;在实验最佳条件下,铂族金属氰化浸出率分别可达到:Pt 96%、Pd 98%、Rh92%。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

碱性氰化液中萃取金的研究进展

本文全面概述了各种有机胺类、膦氧化物、烷基磷酸酯、二元混合协同萃取剂和胍类液体及树脂萃取剂萃取和反萃取金的体系。二元混合协同萃取比单一萃取剂的萃取效果好。文中描述了胍类树脂萃取剂的试验级和示范级萃取和反萃取试验,并介绍了树脂吸附(RIS)和碳吸附(CIS)用于碱性氰化液中提金的生产及成本。胍类树脂萃取剂因选择性好、耗损少、易反萃,最具有应用价值。     

新疆阿希金矿含砷金精矿的两段焙烧工艺研究

本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为：第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t_酸浸渣,金浸出率达到93.34%。     

甘肃某难处理金精矿的预处理与生产实践

针对甘肃某含砷、含锑难处理金精矿,采用"浸锑—两段焙烧"脱锑、脱砷,然后进行氰化提金的流程。考察了浸锑条件和焙烧条件对脱锑、脱砷的影响。试验结果表明,在优化后条件下,含砷、含锑难处理金精矿的脱砷、脱锑率分别达到78.59%、93.8%,然后通过氰化浸出工艺提金,金的回收率可从48%提高到92.3%。     

从难选锰银矿尾矿中回收银的研究

锰银矿为银的难选矿物,锰银矿尾矿常含有较高含量的银。本研究通过一系列试验研究,确定先采用螺旋溜槽初步富集,再采用中温氯化焙烧-氰化浸出的方案,银浸出率可达79．29％。