哥伦比亚某氰化渣银矿物浮选回收实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。哥伦比亚某金矿采用SABC磨矿—重选—重选尾矿氰化浸出—氰化渣INCO法破氰工艺,磨矿细度-74μm 80%,氰化浸出过程银浸出率约40%,氰化渣含银17.6 g/t,含铜0.099%。为进一步提高银回收率,实现资源高效利用,开展了氰化渣回收银矿物浮选实验研究。结果表明:①氰化渣中主要硫化矿物为黄铁矿,主要银矿物为含银锑黝铜矿、砷黝铜矿,主要铜矿物为黄铜矿。②银铜矿物共生关系密切,主要采用浮选回收铜矿物方法回收伴生银矿物;③采用一粗两扫两精闭路浮选工艺,可获得银精矿含银2150.79 g/t,含铜9.63%,银回收率74.02%,铜回收率58.74%。④氰化渣破氰后进行浮选回收银矿物,极大提高了整体工艺银回收率并回收了部分铜矿物,提高了资源利用效率和经济效益。

金矿全泥氰化渣浮选精矿酸性热压氧化预处理新工艺研究

主要介绍温度、时间、氧分压、矿浆浓度以及初始酸化用酸量等因素对浑江金精矿酸性热压氧化预处理效果的影响，提出了合理工艺条件和指标，取得了氰化浸金率大于９７％的好结果。另外也对金银及杂质在热压氧化过程中的行为进行了考察。

氰化渣磁化焙烧过程中铁化合物反应行为的热力学分析

通过对磁化焙烧过程中氧化铁还原的热力学平衡分析,以及Fe2O3与硅酸钙、铁橄榄石与氧化钙、Fe3O4与二氧化硅反应的热力学分析,研究氰化渣中含铁化合物在磁化焙烧过程中的热力学反应规律。对氰化渣进行焙砂磁选实验研究,采用全谱直读等离子体(ICP)、X线衍射(XRD)、X线荧光(XRF)等方法对氰化渣和焙烧渣进行分析和表征。研究结果表明:Fe2O3在较低温度范围内易被还原为Fe3O4,且CaO与SiO2的物质的量比n(CaO)/n(SiO2)为1:1时,Fe2O3不与硅钙化合物反应,不会造成铁的损失;产物Fe3O4在焙烧炉料中与SiO2不能发生反应,有CO存在时,加入适量的添加剂,亦能够稳定存在;在焙烧过程中加入氧化钙,铁橄榄石中的铁能被取代出来,可以提高磁化焙烧效率,且氧化钙的配入量是影响磁化焙烧效率的重要因素;当n(CaO)/n(SiO2)=1:1,时间为90min,N2和CO的物质的量比n(N2)/n(Co)为4:1,添加1%Na2SO4,温度为880 K时,铁的回收率达到84%,铁精粉中铁品位达到60%,符合工业炼铁的原料要求。实验结果与热力学理论计算结果相吻合。

高铝硅氰化渣中铁回收工艺

研究一种处理磁选前高铝硅氰化渣的新工艺。采用复合添加剂焙烧-水浸-磁选工艺对一种铁品位为27.69%(质量分数),SiO2含量为23.9%,Al2O3含量为6.35%的高铝硅氰化渣进行杂质与铁分离的研究。研究结果表明:在最佳焙烧条件下,当水浸温度为60℃,液固比为15:1,水浸时间为5 min,转速为20 r/min,在激磁电流为2 A时,可获得铁品位57.11%,铁的回收率为72.58%的铁精矿。铁的品位和回收率都比单纯的复合添加剂还原焙烧-磁选法所获得的铁精矿的指标高,铁的品位提高了10%左右,回收率提高了30%左右。X线荧光(XRF),X线衍射(XRD)及能谱(EDS)分析研究结果表明:经水浸后,复合添加剂焙烧过程中所产生的可溶性复杂杂质化合物被洗除,不溶性物质经磁选后随之进入非磁性物,实现铁与杂质矿物之间的有效分离。

新试剂NSPAR固相萃取光度法测定氰化渣中铂的研究

在pH2.5的氯乙酸NaOH缓冲介质中,吐温80存在下,磺硝酚偶氮若丹宁(NSPAR)与铂反应生成2∶1稳定络合物,该络合物可被WatersSep PakC18小柱固相萃取,用氮氮二甲基甲酰氨(DMF)洗脱后用光度法测定。在洗脱液介质中,λmax=535nm,摩尔吸光系数ε=6.33×104L·mol-1·cm-1。铂质量浓度在0 001～0 080μg/mL内符合比尔定律,本方法可用于氰化渣中铂的测定。

从某金矿氰化渣中回收金银的试验研究

新疆某金矿的浮选精矿经生物氧化、氧化渣再氰化提金后,氰化渣中金银含量仍较高。针对该氰化渣进行了重选和浮选试验,确定了碳酸钠+水玻璃作组合调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药+丁基铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,以及两次粗选、三次精选的开路流程。氰化渣金、银品位分别为7.40 g/t和24.96 g/t时,开路试验可获得精矿中金品位24.68 g/t、回收率61.30%,银品位67.21 g/t、回收率47.47%的较好指标。浮选精矿产品的X射线衍射结果表明,氰化渣中载金矿物为未氧化的白铁矿和黄铁矿,且脉石矿物的粒度极细,直接影响精矿的浮选指标。

含铁氰化渣中铁的浸出性能和热力学研究

以含铁氰化渣为原料进行了酸浸试验,考察了浸出酸用量系数、浸出温度和浸出时间对铁浸出率的影响。热力学分析结果表明,氰化渣中的铁氧化物在高温、浓酸条件下以可溶性铁离子形式进入浸出液。试验结果表明:在硫酸浓度45%、硫酸用量系数(硫酸理论用量的倍数)1.5、盐酸用量0.1 m L/g、体系沸点温度下、液固比3∶1、浸出时间4 h的最佳条件下,铁浸出率为96.53%;然后采用胶体分散法制备聚合硫酸铁回收浸出液中的铁。浸出渣氰化浸出试验结果表明,金浸出率达到98.82%,为实现氰化渣的综合利用提供了一种新的处理工艺。

氰化渣资源化优选模型的研究

依据层次分析法原理,从经济、环境和资源化3个影响因素建立氰化渣资源化途径优选的递阶层次结构模型。以山东某黄金开发公司氰化法提炼黄金产生的氰化渣为研究案例,从氰化渣组成成分与含量分析的角度出发,结合氰化渣各资源化途径的独特要求,探讨氰化渣资源化特性与资源化途径的密切关系,拟合出氰化渣的各种资源化特性,作为结构模型中的资源化因子。然后分别对模型中的3个影响因素进行定性和半定量化处理,最终实现氰化渣资源化途径优选的决策评价,为政府部门和环境管理者提供决策参考。

氯化钠—次氯酸钠法从氰化渣中回收金

以氯化钠为溶剂,加入适量次氯酸钠,考察了液固比、浸出温度和时间对氰化渣中金浸出率的影响。结果表明,在下述最优试验条件下,金浸出率可以达到41%以上:浸出温度50℃、浸出时间3h、液固比4。

某氰化渣的改性石硫合剂法浸金研究

某氰化渣中金的品位为12.03 g/t,氰化渣里游离金的颗粒极细,并且被铁氧化物包裹,难以解离,属于难浸类金矿。采用改性石硫合剂对氰化渣进行了浸金研究,考察了超细磨时间、氧化剂用量、矿浆p H和搅拌时间对金浸出率的影响。优化实验条件为:超细磨时间2 h、氧化剂Ca O2用量0.78 g/500 g、矿浆p H≈11.5、液固比2:1、搅拌浸出时间24 h,金的浸出率达78.57%。

氰化渣中痕量钯的微波消化-固相萃取光度法的研究

合成了新试剂2-(2'-喹啉偶氮)-5-二乙氨基苯甲酸(QADEAB),试验了该试剂与钯(Ⅱ)的显色反应及C18固相萃取小柱对显色配合物的固相萃取.钯(Ⅱ)在pH 2.5的氯乙酸-氢氧化钠缓冲介质中,溴化十六烷基三甲胺(CTMAB)存在下与QADEAB生成1:2稳定配合物.该配合物可被C18小柱萃取富集,富集的配合物用乙醇洗脱;富集倍数达50倍,洗脱液经定容后用光度法测定.最大吸收波长为635 nm,ε=1.53×105L·mol-1·cm-1,钯(Ⅱ)含量在0.01～1.5 mg·L-1内符合比耳定律.该方法用于氰化渣中钯含量的测定,结果满意.

高铁氰化渣湿法处理的研究进展及工艺开发

综述了氰化渣处理的意义及处理工艺研究概况,现有的处理工艺不能有效地回收渣中的包裹金及铁等有价金属。针对高铁渣特点,开发了氰化渣处理新工艺,即氰化渣低温还原焙烧—磁选回收铁—氰化钠溶解回收金,废渣中主要物质是二氧化硅。该工艺能耗低、回收率高、废渣可利用。指出应进一步探讨二氧化硅对氰化钠浸出的影响、工艺简化及铁的形态等。

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。

氰化渣浮选产出含砷钴镍精矿细菌浸出研究

本文提出了由浮选氰化渣所产的含砷钴镍精矿细菌浸出工艺流程，此流程无环境污染。对其核心技术-含砷钴镍精矿细菌浸出进行了研究。解决了由于此原料酸耗高无法应用细菌浸出的问题；确定了综合条件细菌浸出参数，此时钴镍浸出率分别为７７.１７％，８９．２６％；强化细菌浸出将钴浸出率提高至８８％，镍浸出率达９５％，强化效果显著；搅拌细菌浸出试验验证了摇瓶小型试验结果，初步说明了其试验的可放大性．

氰化渣典型矿物对氰的吸附

氰化提金过程中产生大量的氰化渣,被视为是危险固体废物。氰化渣主要由黄铁矿、石英和硅酸盐等矿物组成。本实验采取静态吸附法,模拟了氰化渣中几种典型矿物及其复合矿物对氰的吸附。研究表明:矿物对氰的吸附呈线性特征,但吸附能力各不相同,各矿物对氰的吸附量大小顺序是q 黄铁矿>q 模拟氰化渣>q 硅酸盐矿>q 石英;石英对氰几乎不产生吸附,黄铁矿、硅酸盐矿物混合物和模拟氰化渣对氰的饱和吸附量分别约为13.89、1.09和6.89mg/g。开发了一种数学模型用来评估石英、硅酸盐矿物混合物和黄铁矿含量对氰化渣吸附氰总量的影响。红外分析表明,CN-吸附在矿物表面,改变了氧化产物,生成了新的物质,促进了矿物对CN-的吸附。

某微细粒氰化渣浮选回收金实验研究

本试验对某微细嵌布氰化渣进行了矿石性质、金赋存状态、粒度和多元素分析,进行了浮选回收金工艺和条件实验的详细研究,最终确定采用浮选工艺,硫化矿和铁氧化矿分开浮选的工艺流程,这样有利于提高金回收率。研究结果表明采用一粗、两精、三扫、中矿精选的硫化矿、铁氧化矿分开浮选的工艺流程,获得精矿金品位31.26 g/t,回收率62.65%,相比较现场混合浮选,金精矿品位提高了约10 g/t、回收率提高了5%,对同类矿产资源的利用提供了参考依据。

从黄金氰化渣中回收有价金属的技术进展

通过分析氰化渣的种类和特点,归纳了回收氰化渣中有价金属的几种方法,并就我国在氰化渣综合利用方面存在的问题提出了相应的建议。

氰化渣脉动高梯度磁选回收褐铁矿的试验研究

云南某氧化矿氰化渣经过弱磁选工艺回收磁铁矿后的尾矿仍含有大量的褐铁矿资源,经济价值较高。然而,该尾矿铁品位较低为20.42%,粒度微细,泥化严重,其中褐铁矿中铁分布率高达94.76%,回收利用难度较大。研究针对该氰化渣尾矿性质,采用脉动高梯度一粗一精磁选流程,在最优分选条件下可获得产率22.35%、铁品位47.12%、铁回收率51.57%的褐铁精矿。采用脉动高梯度磁选工艺回收该氰化渣尾矿中的褐铁矿,分选成本低、处理量大、分选指标好,为回收该低品位氰化渣尾矿中微细褐铁矿提供了有效的技术解决方案。

造锍熔炼捕收氰化渣中有价金属研究

为了探究以氰化尾渣为原料进行造锍熔炼的可能性,研究了渣型配比、熔炼温度、升温时间、保温时间和原料配比对金、银、铜回收率及锍相中金、银含量的影响。研究结果表明,在升温时间60 min、保温时间50 min、熔炼温度1250℃条件下,当氰化尾渣与硫化铜精矿配比4∶1、FeO/SiO_(2)比1.8、CaO/SiO_(2)比0.8时,金、银和铜回收率分别达到73.13%、83.95%和70.97%,金、银在锍相中含量分别达到8.29 g/t和257.40 g/t。造锍熔炼工艺处理氰化尾渣是可行的,为该类尾渣的高效环保回收利用提供了新思路。

机械活化对嗜酸性硫杆菌脱除氰化渣中铜的影响分析

以氰化渣中的重金属铜为主要脱除对象,将机械活化与微生物浸出相结合,通过响应面分析的方法针对影响浸出的各球磨条件——球磨时间、球磨转速、球料比,在单因素实验的基础上,运用Design-Expert软件设计正交球磨浸出实验。分析实验结果,得出结论:影响脱除率的3个因素中球磨时间与球磨转速的作用较为明显,三者对脱除率的影响强度为球磨转速>球磨时间>球料比;同时对脱除情况进行最优化设计,得出修正后的最佳脱除条件为球磨时间2 h、球磨转速360 r/min、球料比20:1、浸出时间9 d、铜脱除率90.41%。