蒙古某低品位铜金矿选矿工艺优化及尾矿综合回收铁试验研究

蒙古某低品位铜金矿原矿含金0.20 g/t、铜0.24%、硫1.80%、磁性铁1.70%。铜矿物主要是黄铜矿,微量斑铜矿及铜蓝,其他硫化物主要是黄铁矿,磁性矿物主要是磁铁矿和赤铁矿,可综合回收。针对该矿石中目标矿物含量低、嵌布粒度细的特点,采用“铜硫混合浮选-混合浮选精矿再磨-铜硫分离-混合浮选尾矿磁选回收铁”磁浮联合工艺流程,闭路试验可获得铜金混合精矿品位Cu 20.30%、Au 11.44 g/t,回收率Cu 86.00%、Au 69.40%;铁精矿铁品位65.34%,铁回收率23.80%,磁性铁回收率91.70%的试验指标。与原生产工艺相比,在显著提高铜金精矿品位的同时,综合回收了浮选尾矿中的铁资源。

碳质高砷硫化物包裹多重难处理金矿热压氧化-氰化试验

对某碳质高砷硫化物包裹多重难处理金矿进行了以热压氧化—氰化为主体工艺的试验。结果表明:原矿全硫浮选—浮选精矿常规热压氧化—氰化金浸出率仅76.2%,采取了氧化渣脱碳、原矿预脱炭及硫砷分选等措施,均难以提高金回收率。热压氧化渣采用中温焙烧预处理再氰化,可较彻底地消除有机碳的影响,金浸出率达到94.7%,且焙烧过程有害组分砷几乎不会进入气相,焙烧-氰化渣与热压氧化液中和渣混合后的毒性浸出结果满足一般固废要求。

低品位难处理金矿石氰化提金工艺试验研究

根据新疆金山低品位难处理金矿石性质,进行了滚瓶浸出、全泥氰化浸出等多方案选金对比试验研究。结果表明:粒级P(80)=6 mm及P(80)=10 mm矿石,滚瓶浸出25 d时,浸出效果较好,金浸出率均能达到72%左右,研究工艺简单,实用性强,为金山金矿山低品位金氧化矿开发提供了依据。

低品位金铜混合矿综合利用工业试验

针对紫金山低品位金铜混合矿,采用生物堆浸—介质转换—氰化提金工艺进行千吨级工业试验,考察了生物堆浸过程中铜和铁的浸出行为、酸碱介质转换和氰化提金技术指标,并进行经济效益分析。结果表明,在矿石粒度50mm、堆高5m条件下生物浸出周期80d,氰化浸出30d,渣计铜、金浸出率分别为55.2%、50%;吨矿生产成本72.24元,产值75.11元。

国外某低铜锌高硫复杂金银矿选冶综合回收试验研究

针对国外某金银矿中黄铁矿含量高、铜锌品位低(Cu 0.11%、Zn 0.22%)、部分金以硫化矿粒间金及裂隙金赋存,银矿物种类多而杂的特点,采用“尼尔森重选-铜优先浮选-全硫混浮抛尾-全硫精矿细磨浸出-氰化尾渣选锌”的选冶联合新工艺,实现了该矿中金、银矿物的绿色分类快速提取和伴生低品位铜、锌矿物的高效综合回收。选冶全流程试验获得总回收率:Au 91.0%、Ag 77.3%、Cu 77.5%、Zn 63.2%,其中重选金银精矿含Au 41523.71 g/t、Ag 13763.36 g/t,铜精矿中含Au 400.8 g/t、Ag 5429.00 g/t、Cu 21.19%,锌精矿中含Zn 35.14%,全硫混浮尾矿(抛废)产率为74.6%。

西藏某低品位含金复杂难选铜矿选矿工艺研究

西藏某低品位硫化铜矿原矿含铜0.44%,铜氧化率为8.30%,伴生金品位0.12g/t。含铜矿物主要为黄铜矿,还有少量的辉铜矿、铜蓝及微量氧化铜矿物;脉石矿物主要为石英、绢云母、绿泥石等。硫化铜矿物嵌布粒度微细,与脉石矿物共生关系紧密,解离困难,且易泥化脉石矿物含量多,是影响铜精矿品质的主要原因。针对矿石特点,推荐采用“铜硫混浮—混合精矿再磨—铜硫分离”工艺替代原优先浮选工艺,结果表明,闭路试验可获得铜品位19.82%、回收率87.00%,含金4.46g/t、回收率73.80%的铜精矿。与原工艺相比,铜及伴生金回收率均明显提高。

某低品位天青石矿选矿试验研究

针对某低品位天青石矿进行了选矿试验研究。该低品位天青石原矿SrSO4品位29.28%,含Sr13.97%,Sr是主要待回收元素,无其他有回收价值的有色金属元素,主要脉石成分为CaO34.17%和SiO24.35%,含S5.51%,其他成分含量较低,有害成分BaO品位为0.4%,占比较低。该矿石中主要含锶矿物为天青石(29.2%),主要脉石矿物是方解石(64.2%)和石英(3.83%),含少量的长石、重晶石、白云石和褐铁矿等矿物。依据目的矿物与脉石矿物密度差异大等特征,开展了摇床和螺旋溜槽重选试验。结果表明,单一摇床在磨矿细度为-0.074mm占45%时,可获得精矿SrSO4品位85.41%、Sr回收率60.86%的试验指标;分级-螺旋溜槽-摇床重选-中矿再磨再选联合工艺在磨矿细度为-0.074mm占45%时,可获得精矿SrSO4品位为91.89%,Sr回收率可达60.88%,精矿含CaO1.33%、BaO0.87%符合优等品质量标准;“分级—螺旋溜槽—摇床重选—中矿再磨再选”工艺的尾矿-0.045mm粒级产率占44.09%,+0.15mm粒级产率占27.30%,SrSO4品位随粒级的降低逐渐升高,尾矿中SrSO4主要损失在细粒级中,其中-0.045mm粒级Sr金属分布占比达71.06%,磨矿过程中应注意减少-0.045mm粒级的产生,降低Sr金属损失。研究结果可为同类矿石的处理提供技术参考。

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-0.074mm 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300mg/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。

某低Au/S比难处理金精矿连续生物氧化—提金中试研究

针对某低Au/S比难处理金精矿,在前期实验研究的基础上,采用连续生物氧化—氰化提金工艺开展中试试验研究,考察工艺技术参数对后续氰化浸出率的影响。结果表明:在氧化时间7 d、矿浆浓度15%、溶解氧浓度2 mg/L、温度45℃、搅拌速度50 r/min条件下,硫化物的氧化率达81.44%,氧化渣氰化提金浸出率为93%。

含金、银低品位铅锌硫化矿综合回收试验研究

针对某低品位铅锌硫多金属硫化矿石的性质特点,经过浮选工艺小型试验研究,采用粗磨—全硫混合浮选—混合精矿再磨—铅锌(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。最终获得含铅58.48%,含锌5.62%,含金15.97 g/t,含银12 896.75 g/t,铅回收率77.18%,金回收率35.23%,银回收率80.46%的铅精矿;含铅0.13%,含锌57.85%,含金0.87 g/t,含银196.79 g/t,锌回收率88.95%的锌精矿;含金3.91 g/t,硫42.36%,金、硫回收率分别为46.41%和59.15%的硫精矿,实现了资源综合回收,从而为合理开发该矿石资源提供了依据。

低品位锌精矿综合回收铜工艺研究

某低品位锌精矿含锌31.99%、含铜6.38%,采用抑锌浮铜工艺回收铜,通过一次铜粗选、一次铜扫选、三次铜精选闭路流程试验,最终获得含铜18.23%、锌2.09%,回收率铜85.74%、锌1.93%的铜精矿,含锌45.09%、铜1.29%,回收率锌98.07%、铜14.26%的锌精矿,提高锌精矿质量的同时综合回收了铜。

某低品位难选钨锡矿石选矿试验研究

某低品位难选钨锡矿WO_(3)含量0.22%,Sn含量0.42%,矿石中钨锡矿物主要是黑钨矿与锡石,黑钨矿与锡石嵌布粒度细,容易造成钨锡矿物过磨,属难处理矿石。为达到高效回收钨锡,实现钨锡综合利用,提高资源利用率的目的,进行了钨锡综合回收选矿试验研究。结果表明:采用预先分级磨矿工艺,重-浮-磁联合选别工艺,螺旋溜槽粗扫选预先抛尾,粗精矿分级摇床精选,摇床中矿再磨再选,重选钨锡混合精矿浮选脱硫,脱硫后的钨锡精矿磁选分离钨锡。最终获得WO_(3)含量为63.66%,回收率为84.08%的钨精矿;Sn含量为50.42%,Sn回收率为79.34%的锡精矿,实现了钨锡资源综合回收利用的目的。

氯离子对难处理金精矿生物预氧化-炭浸氰化的影响

高盐矿区往往缺乏淡水资源供生产使用。针对矿区盐水现状,进行高砷难处理金精矿生物氧化-氰化提金试验,考查不同氯离子浓度对硫化物氧化率、金浸出率等技术指标的影响。结果表明,氯离子浓度对金精矿生物氧化的不利影响随着浓度的升高而增强,氯离子浓度1.5 g L以上时,硫化物的氧化率显著降低,10 g L氯离子盐水生物氧化延长至18 d,砷浸出率88.4%,硫氧化率仅为35.3%。相同生物氧化渣在相同氰化条件下采用清水和10 g L氯离子盐水进行氰化浸出时,盐水将降低金的浸出率。1.5 g L、5 g L氯离子盐水生物氧化10 d后的氧化渣采用10 g L氯离子盐水氰化,金的浸出率分别比清水氰化时的分别低2.8、3.4个百分点。难处理金精矿生物氧化砷浸出率均高于硫氧化率,表明毒砂氧化率高于黄铁矿,金浸出率与毒砂氧化率的相关性较黄铁矿氧化率更加密切。

从高盐矿区难处理金矿石中浸出金试验研究

针对某高盐矿区难处理金矿,研究了采用盐水浮选—脱盐水生物氧化—氰化浸出工艺浸出金。结果表明:用现场盐水浮选原矿,可产出Au品位29.89 g/t、As品位6.94%、金回收率91.78%的金精矿;通过电渗析脱盐工艺可将高氯盐水中氯离子质量浓度从10 g/L降至1.5 g/L,减小对浮选金精矿生物预氧化的不利影响;氧化液返回酸化可促进生物预氧化效率;氧化渣氰化提金可以利用矿区盐水,金浸出率可达90.9%、尾渣金品位可降至0.62 g/t,相对于原矿的金综合回收率为83.0%。该工艺可有效利用高盐矿区盐水,大幅降低盐水对生产的影响,显著提高金综合回收率,达到有效开发高砷难处理金矿资源的目的。

印尼某难处理金矿的金赋存状态研究

印尼某金矿,金品位8.61g/t,选矿浮选金回收率仅为56%,为查明金难选原因,对样品进行金赋存状态研究。结果表明:主要的载金矿物黄铁矿有多种产出形态,不同类型黄铁矿的含Au特征不同,其中微细卵状黄铁矿含Au极高,约250~1000g/t;针状黄铁矿含Au量100~300g/t;其他类型黄铁矿(草莓状、胶状、五角十二面体及立方体黄铁矿)含Au量仅0~25g/t。因此,微细卵状黄铁矿是最重要的载金矿物,其粒度微细,仅0~3μm,难解离难回收,是导致浮选金回收率低的主要原因。

铜电解液中砷净化及资源化利用新工艺研究

现有铜电解液净化的方法虽能实现砷的脱除,但仍存在环境污染,能耗高,锑、铋含量过高等问题。本文基于Ti—As—O化学键结合的机理,开发了“钛基沉淀剂脱砷-载砷渣碱浸再生-再生沉淀剂酸化脱钠-含砷碱浸液水合肼还原制备金属砷”工艺。脱砷工序较佳工艺参数:硫酸氧钛-硫酸水合物添加量为总砷质量的1.2倍、反应温度40℃、反应时间8 h,在该条件下,初次脱砷率达到60%左右;沉砷渣碱浸再生过程较佳工艺参数为液固比20∶1、NaOH浓度25 g/L、反应温度80、反应时间1.5 h,在该条件下,砷的浸出率为65.3%,一次循环脱砷率达到50.6%;再生沉淀剂酸化脱钠,较佳工艺参数为液固比2∶1、溶液终点pH=3.0、反应温度常温、反应时间1 h,该条件下,酸化后液中钠含量为926 mg/L,钛含量为0.21 mg/L;水合肼还原制备金属砷过程较佳工艺参数为水合肼过量系数3倍、稀释倍数5倍、反应温度80℃、溶液pH=7.0、反应时间2 h,在该条件下,砷的还原率为75%左右,获得金属砷纯度为93%左右。该工艺操作简单、对砷、锑的脱除具有较高选择性,脱砷后液可返回铜电解系统,含砷碱浸液经还原后可制备金属砷,实现了含砷物料资源化利用。砷的多次循环脱除率维持在50%左右,并不造成铜等有价金属的损失,后续需对沉砷药剂和还原剂进一步筛选以降低药剂成本。

中亚某难选含铜金矿选冶试验研究

采用“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对矿石特点,通过引进氧化铜矿石的捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化铜、氧化铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对铜浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金,最终可获得产率3.92%,含金48.50g/t、含铜8.45%的浮选精矿,可直接销售;浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量为0.12%,将其直接炭浸消耗氰化钠3.1kg/t,金浸出率达到74.71%;浮选+浸出金综合回收率为88.26%,铜回收率为62.16%。与现场“浮选—浮选精矿销售—浮选尾矿氨氰法抑铜浸金—氨氰尾浆炭浸”工艺相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02个百分点,铜回收率提高了9.24个百分点。研究结果可作为现场技改依据。

黑龙江某低品位难选斑岩型铜钼矿选矿试验研究

在对黑龙江某低品位难选斑岩型铜钼矿进行矿石性质研究的基础上,采用铜钼混合浮选-铜钼分离的工艺流程,闭路试验可获得含钼41.49%、钼回收率74.83%的钼精矿和含铜21.04%、铜回收率84.14%的铜精矿。较生产现场,铜精矿铜品位提高了1.58%,铜回收率降低了1.28%,钼精矿钼品位降低了4.36%,钼回收率提高了21.94%。该试验研究结果可以作为现场简化铜钼选别流程,实现铜钼高效分离的技术依据。

南非某铂族多金属矿综合回收选矿试验研究

南非某铂族多金属矿中主要金属品位分别为Pt 1.923 g/t、Pd 0.986 g/t、Au 0.276 g/t、Rh 0.113 g/t、Ru 0.316 g/t、Ir 0.047 g/t,另含Cu 0.071%、Ni 0.180%,含Cr_(2)O_(3)仅0.58%,主要脉石成分SiO_(2)、MgO、Al_(2)O_(3)和CaO含量分别为52.59%、22.4%、5.06%和4.27%。矿石中硫化物合计0.94%,主要是磁黄铁矿、镍黄铁矿、黄铜矿,其次黄铁矿,微量辉铜矿、闪锌矿等;硅酸盐矿物合计97.91%,以古铜辉石为主,其次为次透辉石,少量的斜长石、斜黝帘石、方柱石、金云母、绿泥石等。铂族金属主要赋存在硫铂矿、砷铂矿、自然铂、硫镍钯铂矿、自然金、银金矿等矿物中,铜、镍金属主要赋存在黄铜矿和镍黄铁矿中。矿石在磨矿细度为-74μm占55%的条件下,铂钯铑矿物单体解离度达96.6%,裸露金及硫化物包裹金占比为69.21%和20.67%。为综合回收铂族金属及铜镍等有价元素,进行了选矿试验研究。结果表明,在“一粗两扫三精”工艺流程下,以碳酸钠、CMC和硫酸铜为调整剂,戊基黄药为捕收剂,松醇油为起泡剂,可获得精矿含Pt 57.562 g/t、Pd 34.836 g/t、Au 5.201 g/t、Rh 3.266 g/t、Cu 2.270%、Ni 3.830%,回收率分别为Pt 90.57%、Pb 93.80%、Au 51.63%、Rh 88.13%、Cu 87.03%、Ni 63.16%。精矿中主要杂质成分为SiO_(2)42.28%、MgO 19.82%、Al_(2)O_(3)1.68%、CaO 1.89%和Fe 18.79%。本研究可为同类矿产资源的开发利用提供技术参考。

某金铜矿2种废水中和回收利用铜试验研究

针对某金铜矿含铜含氰废水和含铜酸性废水,开展了HCN挥发性试验、中和条件试验、铜资源回收试验、普鲁士蓝制备试验研究,考察了铁沉淀率、总氰化合物去除率和铜回收情况。结果表明:一段中和除氰除铁控制pH值为4.0,HCN挥发率为0.04%,铁沉淀率大于98%,总氰化合物去除率大于97%;二段过氧化氢破氰后,总氰化合物质量浓度小于5.0 mg/L。废水年处理量按87万m^(3)计算,经济效益高于4000万元。该研究为金精矿生物槽浸工艺除氰提供了思路,可大幅度降低破氰成本,同时为普鲁士蓝染料和电化学能源相关领域的电池前驱体材料制备提供参考。