Mechanism of sodium sulfide on flotation of cyanide-depressed pyrite

The mechanism of sodium sulfide(Na2S)on the flotation of cyanide-depressed pyrite using potassium amyl xanthate(PAX)as collector was investigated by flotation test and electrochemical measurements.The flotation results show that both PAX and Na2S can promote the flotation recovery of cyanide-depressed pyrite and their combination can further improve the pyrite flotation recovery.Electrochemical measurements show that PAX and Na2S interacted with cyanide-depressed pyrite through different mechanisms.PAX competed with cyanide and was adsorbed on the pyrite surface in the form of dixanthogen,thus enhancing the hydrophobicity and flotation of cyanide-depressed pyrite.Unlike PAX,Na2S rendered the pyrite surface hydrophobic through the reduction of ferricyanide species and the formation of elemental sulfur S0 and polysulfide Sn2-.The combined application of PAX and Na2S induced superior pyrite flotation recovery because of a synergistic effect between PAX and Na2S.

Flotation behaviors and mechanisms of chalcopyrite and galena after cyanide treatment

Adsorbing tests between CN? and chalcopyrite or galena were conducted firstly, and then flotation tests of the twocyaniding minerals were investigated in butyl xanthate (BX) system. Results showed that the interaction between CN? and the twomineral surfaces were both chemical adsorption and can be described by the Langmuir adsorption isotherm model. In the optimumcondition of pH 6.5 and 4.0 mg/L BX, the recovery of cyaniding chalcopyrite and galena reached 82.1% and 63.9%, respectively. BXimproved the hydrophobicity of the surfaces of the two minerals, although CN? reduced the contact angle on the surface of minerals.The inhibitory effect of CN? on chalcopyrite far outweighed galena. Electrostatic adsorption exists in the interaction between BX andthe surface of galena after cyanide treatment in the pH range of 4.2?8.4, while the interactions between BX and the surface ofchalcopyrite after cyanide treatment is chemical adsorption.

Interface behavior of chalcopyrite during flotation from cyanide tailings

The interface characteristics of cyanide tailings are different from those of the raw ore. In this study, valuable elements could not be thoroughly recovered via the flotation of cyanide tailings from Shandong, China. The interface and floatability of these tailings were investig- ated by phase analysis and flotation tests. The chalcopyrite in the cyanide tailings was fine and had a porous surface. The floatability of 68% chalcopyrite was similar to that of galena in the presence of a collector. A layer of fine galena particles compactly wrapped the chalcopyrite. The chalcopyrite recovery sharply decreased as the nonpolar oil residue in cyanide tailings was extracted using alcohol;however, this removal had no effect on the galena. The remaining chalcopyrite in the flotation tailings was covered with an oxidation layer consisting of O, Fe, S, Pb, Cu, Zn, and Si.

氰化尾渣综合回收利用工艺优化研究

鉴于国家环保政策的调整,环保部等三部委已将“采用氰化物进行选矿过程中产生的氰化尾渣”定为危险废物,而即将执行的新环保税法将对危险废物征收1000元/t的环境保护税,氰化废物的经济消解是未来氰化厂主要研究课题和发展方向。山东某氰化尾渣中含有一定品位的铅、锌、铜,该氰化尾渣不进行回收处理,不仅会造成资源浪费,也会对环境造成污染。如果对这部分多金属进行回收,会产生良好的经济效益。从氰化尾渣中回收有价金属元素不同于从原矿中回收有价金属元素,回收其中的有价元素较困难。为解决此问题,根据该氰化尾渣的性质,采取代表性的尾渣矿样,拟采取确定合理的选矿工艺回收尾矿中的有价金属,采用先浮铅锌再浮硫的优先浮选工艺流程试验,该试验流程能够取得较好的有价金属元素回收效果。结果表明,在原矿含铅2.56%、含锌0.95%、含铜0.19%的条件下,采用一粗两精两扫的流程浮选铅锌、一粗两精两扫的流程浮选硫的工艺,处理该氰化尾渣,获得了含铅品位19.77%、回收率21.50%,锌品位19.69%、回收率71.07%,铜含量1.43%的铅锌精矿,硫品位45.27%、回收率35.92%的硫精矿。新工艺流程指标更优,药剂成本更低、工艺更简洁,不仅铅锌精矿中铅、锌均得到有效的回收,其中伴生硫的指标也得到了改善,为氰化尾渣中铅锌铜硫的回收提供了方案。

某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究

某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选和氰化浸出试验研究,确定采用浮选—氰化浸出的联合工艺流程进行试验。结果表明:适宜药剂制度下,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,进行1次粗选试验,粗精矿再磨至-0.038 mm占99%时,进行2粗2精浮选—1次硫砷分离流程试验。最终获得金品位为17.19g/t、金回收率为79.06%,银品位为269.00 g/t、银回收率为68.73%的金精矿。将浮选尾矿磨至-0.010 mm占86%时,采用氰化浸出工艺处理,金浸出率为22.22%,银浸出率为57.78%。选冶综合金回收率达到83.71%,银回收率达到了86.80%,实现了金、银的有效回收利用。

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。

低品位金矿工艺矿物学特征和金回收

云南某低品位金矿含Au 0.69 g/t,富集难度大。采用化学分析、XRD分析、光学显微镜和扫描电镜等分析手段对该矿石进行了工艺矿物学特征分析,并分别采用浮选、摇床重选和氰化浸出三种方法处理该金矿,探索最佳处理工艺。结果表明,该低品位金矿石Au品位为0.69 g/t,伴生有益元素银的品位低,银不具有综合回收利用价值,有害元素As含量较高(0.16%);矿石主要结构构造为自形-半自形-它形粒状结构、斑状结构、微晶结构等结构构造;矿石中主要硫化矿物为黄铁矿、黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,嵌布粒度较细,其他主要脉石矿物为石英、方解石、绿泥石和高岭土等;矿石中的金主要赋存在铜铅锌硫化矿物中,嵌布粒度细,且大部分以类质同象形式存在;三种选别方法相比较,浮选法的效果最好。在此基础上,系统研究了工艺参数条件如磨矿细度、抑制剂、分散剂、活化剂和捕收剂等对金回收的影响,并进行了开路和闭路试验。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比80.60%、水玻璃1000 g/t、石灰1000 g/t、硫酸铜200 g/t、丁基黄药100 g/t、丁基铵黑药50 g/t、松醇油30 g/t的最佳工艺参数条件下,采用一次粗选、三次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,最终可获得金品位17.70 g/t、金回收率71.87%的金精矿,金回收效果好。

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。

氰渣有价金属浮选回收试验研究与应用

为提高氰渣的资源利用率,解决氰渣中有价金属浮选精矿品位不高、回收率低的问题,开展了氰渣性质分析及回收铜、铅、锌的试验研究。根据试验研究结果,结合现场实际情况进行了工艺优化改造和药剂制度调整,生产实践表明:采用铅优先浮选—浮铅尾矿选铜工艺流程,在铅浮选活化剂ZJT用量3000 g/t、捕收剂乙硫氮用量100 g/t,铜浮选活化剂ZJT用量2500 g/t、捕收剂ZJB-2用量100 g/t,浮选流程均为一次粗选两次精选两次扫选的条件下,可以获得铅精矿铅品位22.32%、铅回收率45.76%,锌品位14.47%、锌回收率31.78%,铜精矿铜品位15.38%、铜回收率42.22%的良好指标。改造后,铅精矿铅、锌品位合计提高8~40百分点,铜精矿铜品位提高3~13百分点。

某金矿氰化尾渣铅、铜浮选流程考察及调整

经流程考察,铜、铅浮选均出现精矿品位低、回收率低的问题,根据现场实际情况,结合各个指标数据,将铅浮选将精一尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,在扫选作业设置补加药剂点,增加硫化铅矿物的浮选时间;使用ZnS对铜、锌、铁进行抑制,扩大与铅的可浮性差异,提高铅精矿的品位。铜浮选作业使用复合药剂,添加抑制剂,精选尾矿与扫二精矿合并后一起返回到扫一作业,扫二作业设置补加药剂点,适量增加返回流程的中矿的质量。调整后铅精矿品位提高至21.98%,铅的回收率提高至45.28%,满足生产要求。铜浮选调整后铜精矿品位提高至10.51%,铜的回收率提高至65.19%,满足生产要求。

贵州某金矿选冶联合试验及经济效益分析

某金矿生产指标不理想,选冶综合回收率低,浮选精矿中的无机碳及碳酸盐脉石矿物对预酸化工序成本影响较大,企业未实现经济效益最大化。开展不同产率精矿的浮选试验,探究相应产率下的工艺指标;同时,所得浮选精矿配矿后进行加压预氧化-氰化浸出试验,研究不同产率精矿对预酸化工序酸化成本的影响。结果表明:浮选精矿产率为35.24%时,精矿金品位12.13 g/t,金回收率90.64%,尾矿金品位0.68 g/t;使用该产率精矿配矿后进行加压氧化,预酸化工序成本最佳,选冶综合回收率可达85.42%,选冶回收率提高了5.27百分点,企业年增效约3 742.82万元,该研究为企业的生产组织提供技术支撑。

黄金氰化尾渣综合利用研究与现状

在氰化提金工艺过程中会产生大量的氰化尾渣。氰化尾渣由于含有氰化物属于危险固废,但其中含有可回收的Au、Ag、Fe、S、Cu、Pb、Zn等有价矿物,回收氰化尾渣中的有价矿物不仅能保护自然环境,还能产生经济效益。本文根据氰化尾渣的性质介绍了四类氰化尾渣综合利用方法与研究,展望了四类氰化尾渣综合利用的前景与发展方向。

甘肃某难选金矿石选矿工艺研究

为提高甘肃某难选金矿石选矿指标,根据矿石性质,对比了浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺和生物氧化—氰化浸出工艺流程。结果表明:相比浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺,在较优条件下,生物氧化—氰化浸出工艺金浸出率分别提高16.67百分点、5.14百分点,且生物氧化具有投资少、能耗低、无污染等优点;生物氧化—氰化浸出工艺更有利于该金矿石的开发利用,金浸出率为85.46%。

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。

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。

国外某低品位贫硫型金矿选冶试验研究与工业应用

国外某低品位贫硫金矿石含金1.24 g/t,在对矿石性质进行详细研究的基础上,开展了全泥碳浸、浮选+氰化联合工艺、粗粒堆浸+细粒碳浸三个工艺方案的试验并进行了经济技术指标的对比,最终推荐采用全泥碳浸方案。针对该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下,采用全泥碳浸方案,氰化浸出48 h,金浸出率达到86.41%,浸渣金品位为0.17 g/t,吨矿氰化钠耗量为0.15 kg,实现了该低品位金矿的高效回收,并进行了工业化应用,生产指标与小试指标高度吻合。试验结果可作为该低品位贫硫金矿10000 t/d选冶厂的设计依据。推荐的工艺方案流程及药剂制度简单,数据重现性好,处理成本低且生产经济技术指标稳定,对相同或类似性质的低品位金矿石的开发利用具有一定的借鉴和参考作用。

氰化尾渣微细粒金电解微泡浮选创新实验设计

基于“两山论”及微细粒电解微泡浮选研究热点,设计了氰化尾渣微细粒金电解微泡浮选本科生创新实验。利用自制的电解微泡浮选实验装置,结合氰化尾渣工艺矿物学分析,采用单因素法重点考查了电解时间、电流大小、阴极孔径及浮选药剂对氰化尾渣电解微泡浮选的影响。闭路实验采用“一次粗选—两次扫选—两次精选”工艺流程,获得金品位为25.40 g/t、金回收率为71.91%的金精矿。同时,基于气泡矿化理论分析,探究了不同流态条件下电解微泡浮选机理,形成了从实验装置搭建、样品制备分析、条件优化、流程设计以及机理研究分析等完整的创新性实验闭环设计,克服了传统实验设计被动地“照单抓药”以及对探究能力关注不够等问题,取得了良好的实验教学效果。

氰渣浮选尾矿回收硫试验研究

为提高黄金浮选尾矿资源利用率,对浮选尾矿开展工艺矿物学、黄铁矿界面活化和回收硫试验研究。以ZJ-H02为活化剂,矿浆pH值为4.5,对黄铁矿界面活化1 h后调整矿浆pH值为6.5,异戊基钠黄药用量为350 g/t,矿浆浓度为33%,可以获得硫品位为48.32%,硫回收率为93.37%的硫精矿。

金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究

某黄金冶炼厂金精矿采用直接氰化提金工艺处理,产出的氰化尾渣用作硫酸生产原料,硫元素得到利用,但其中的金没有得到回收,造成资源浪费。试验采用氰化尾渣脱氰、浮选工艺回收金、硫,结果表明:在一级加热脱氰,二级酸化深度脱氰,三级活化选硫选金工艺技术条件下,获得的金硫精矿中金、硫品位分别为1.75 g/t、48.60%,金、硫回收率分别达到81.50%、96.50%,实现了金精矿氰化尾渣中有价元素金、硫的综合回收。