镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿原矿焙烧试验

提出了原矿焙烧—氰化提金工艺处理某镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿。试验表明,在原矿粒度-0.074mm占80%,焙烧温度650℃,焙烧时间1h,焙砂再磨粒度-0.038 mm占90%,NaCN用量3kg/t,液固比L/S=2,氰化时间36h的最佳条件下,渣含金降至1.92g/t,金浸出回收率达到94.90%。对300t/d规模原矿焙烧项目的经济评估表明该工艺经济效益显著。     

含金高砷高硫精矿综合回收有价金属

采用二段焙烧—氯化挥发工艺从含金高砷高硫精矿中综合回收有价金属。结果表明,一段弱氧化700℃,二段强氧化850℃条件下,砷和硫的脱除率分别到97.6%和99%;在烧渣磨矿粒度-0.038mm占73%、配5%CaCl2、2%膨润土制团后在1 250℃氯化焙烧2h的条件下,金、银、铅、锌的挥发率分别为96.5%、73.3%、94.6%和75.3%,球团铁品位在60%以上,球团强度2 500N。     

助浸剂对钒矿浸出影响的试验研究

研究了助浸剂对某矿山钒矿直接酸浸的影响。试验结果表明,添加5%HJZ-1#、5%HJZ-2#混合添加剂,钒的浸出率可从47.58%提高到85.31%。钒矿浸出渣工艺矿物学研究表明,助浸剂的加入有利于难溶硅酸盐包裹中钒的浸出,从而提高钒的浸出率。     

山东某焙烧氰化尾渣综合回收工艺研究

针对山东某焙烧氰化尾渣的性质,采用高温氯化焙烧工艺对其进行了综合回收试验研究。结果表明:在氯化钙添加量7%、焙烧温度1 100℃、焙烧时间2 h的工艺条件下,有价金属Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到97.52%、71.78%、85.92%、98.59%、93.81%,指标较好。同时,根据试验结果提出了尾渣综合回收有价金属的工艺流程,为后续研究奠定了基础。     

焙烧氰化尾渣回收有价金属试验

研究采用高温氯化工艺回收焙烧氰化尾渣中的有价金属。结果表明,在氯化钙添加量7%、1 100℃焙烧2h的条件下,Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别达到97.52%、71.78%、85.92%、98.59%、93.81%。球团采用梯级烘干的干燥工艺,经40min干燥后,干球团落下强度10次/0.5m,抗压强度90%100N,基本符合回转窑进料的强度要求。     

某碳酸锰矿的酸浸电解工艺研究

研究了重庆某碳酸锰矿的酸浸电解工艺,考察了矿样粒度、酸矿比、浸出温度、浸出时间等因素对锰浸出的影响,并进行了浸出—电解循环试验。结果表明,在较适宜的浸出条件下:矿样粒度为-0.15 mm占90%,酸矿比0.6,浸出温度60℃,液固比8∶1,浸出4 h,锰的浸出率为91.89%;浸出—电解循环试验中可稳定得到Mn≥99.8%的电解金属锰产品,电解阳极液返回浸出,锰的浸出率约为90%。     

侧吹熔炼铜渣的直流电贫化研究

使用小型交直流矿热电炉对富氧侧吹熔炼工艺产出的水淬铜渣进行贫化研究。结果表明,采用下负直流电贫化60min后渣含铜从0.73%降至0.28%,铜回收率约65%,比交流电提高约10个百分点。在1 160～1 350℃时熔渣温度对铜回收率影响不明显。黄铁矿精矿添加量为渣重10%时,渣含铜可降至0.24%,铜回收率约70%。渣含铜随冰铜品位的增高稍有增大的趋势。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

难处理金矿短流程熔盐提金新工艺

以焙砂为原料,对熔盐挥发的氯化挥发时间、熔融时间、氧气供应量、氯化添加剂量和氯化剂添加方式进行试验研究。结果表明,在分批加入8%氯化钙、氧气通入量为3m3/h、融化电压约410V、融化电流约40A、熔融温度1 200℃、熔融后保持电流约20A的条件下,金的挥发率稳定在97%以上。并提出一种短流程无氰提金新工艺。     

高温斜烟道数模优化设计

为解决铜冶炼厂高温斜烟道发生结瘤堵塞难题,使用数模优化设计软件Fluent对高温斜烟道进行优化设计,并将设计成果应用于某新建铜冶炼厂。生产实践表明,采用全新优化设计的高温斜烟道可避免结瘤堵塞发生,提升了铜熔炼工段的生产作业率。