Fe extraction from high-silicon and aluminum cyanide tailings by pretreatment of water leaching before magnetic separation

Pretreatment of high content of Si- and Al-containing cyanide tailings by water leaching to remove some impurities, such as the major impurities minerals of Si and A1, as well as its effect on Fe extraction in the water leaching process was investigated. The effects of different parameters on iron recovery were studied, and the reaction parameters were proposed as follows： sodium carbonate content of 30%, water leaching at 60 ~C for 5 min, liquid/solid ratio of 15：1, and exciting current of 2 A. Under these optimal conditions, magnetic concentrate containing 59.11% total iron and a total iron recovery rate of 76.12% was obtained. In addition, the microstructure and phase transformation of the process of water leaching were studied by X-ray powder diffraction technique （XRD）, Electronic image of backscattering （BEI）, X-ray fluorescence （XRF）, and energy dispersive spectrometry （EDS）. The results indicate that the soluble compound impurities generated in the roasting process are washed out, and the dissoluble substances enter into nonmagnetic materials by water leaching, realizing the effective separation of impurities and Fe.

溶浸采矿法回收某尾砂中铜金属的可行性研究

本文简述了用溶浸采矿法回收尾砂中铜金属的室内试验研究 ,它的成功将为尾砂的开发、资源的再利用。

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。

某硫化铜矿尾矿碱性细菌浸出试验研究

采用尾矿坝中富集培养的碱性硫杆菌,进行某硫化铜矿尾矿的浸出试验,从接种量、细菌的适应时间、矿浆浓度等方面探讨细菌对铜浸出率的影响。试样结果显示,当接种量为25%,细菌的适应时间为5 d,矿浆浓度为5 g/L,在浸出时间为50 d时,尾矿中铜的浸出率最高达24.51%。浸出试验优化后,铜浸出率预期最大值33.4%,可提高8.89个百分点。

铜镍尾矿细菌浸出的试验研究

通过正交试验研究了pH值、矿浆质量分数、矿石粒度、细菌接种量、表面活性剂吐温20用量对铜镍矿尾矿细菌浸出的影响.试验结果表明,铜浸出的最佳条件:pH值为1.5,矿石粒度为小于0.074 mm,接种量(体积分数)为50%以及不添加表面活性剂;镍浸出的最佳条件:pH值为1.0,矿石粒度为大于0.147mm,接种量(体积分数)为25%及不添加表面活性剂.细菌氧化后,铜和镍的浸出率分别达到63.41%和91.74%.

大洋多金属硫化物浮选尾矿中铜的硫酸浸出

研究大洋多金属硫化物浮选尾矿中铜的硫酸浸出过程。浸出的最佳工艺条件为初始酸浓度1.0～1.5 mol/L,液固比3～4∶1,浸出温度80～90℃。在最佳工艺条件下,浮选尾矿中的铜浸出率可达到97%以上,铁的浸出率70%左右,而镁的浸出率在10%以下。

基于Origin的溶浸浸出率预测模型研究

溶浸浸出率预测的准确程度对于应用溶浸采矿技术的矿山设计、生产和研究具有重要的指导意义。采用Origin软件对铜尾矿摇瓶浸出和铀矿石堆浸的浸出率进行模拟和预测。先根据矿石浸出率的变化规律,选取不同的数学模型,再采用该模型对浸出率原始数据进行模拟,对未来数据进行预测。预测结果表明,不同数学模型对溶浸浸出率的预测效果不同,模型(2)更适合溶浸浸出率的长期预测。

紫金山选铜尾矿综合利用明矾石工艺研究

以紫金山选铜尾矿浮选的明矾石精矿为原料,研究了酸浸法提取明矾石中K、Al元素以及明矾深加工生产硫酸钾和氧化铝的工艺条件。试验结果表明,明矾石精矿在600℃下焙烧2.5 h,其脱水率接近100%;酸浸温度90℃、液固比为6、硫酸用量为理论值的1.4倍时,精矿中K、Al的浸出率分别达到95.85%、90.61%;结晶明矾经过900℃焙烧和三次洗涤后,氧化铝的纯度可以达到96.90%。

铜铅锌多金属复杂硫化矿综合回收工艺研究

进行了多金属硫化矿综合回收有价金属的研究,采用先选出混合精矿,再用冶金方法分离提取有价金属的选冶联合工艺,Zn的回收率可达99%以上,Cu的回收率可达90%以上,98%以上的Pb得到回收,98%以上的Ag可以提取回收,元素硫产出率约70%。

氰化尾液除铜 提高金氰化浸出率实践

松树南沟金矿氰化厂尾液含铜高,耗氰量大,金浸出率达不到设计指标。为解决这个问题,进行了长时间的试验研究。根据试验结果,采用两步沉淀法除铜、尾液全循环工艺,并进行了工业试验。试验结果表明,采用该工艺可以从氰化尾液中回收铜,提高金氰化浸出率,实现氰化尾液全循环。

某浮选尾矿氧压预处理—氰化浸出金银试验研究

某浮选尾矿中金、银品位分别高于2.5 g/t、100 g/t,具有回收利用价值。试验采用氧压预处理—氰化浸出进行回收,考察了氧压、温度、反应时间、液固比及添加剂等因素对金、银浸出率的影响。结果表明:在预处理氧压1.5~1.8 MPa、温度180℃~200℃、反应时间1.0 h、液固比3∶1的条件下,预处理后浮选尾矿氰化浸出金浸出率为81.77%,银浸出率为33.29%;添加剂的添加有利于提高银浸出率。该研究为浮选尾矿工业回收金、银提供技术参考。

提高复杂铜钴矿石浸出率的试验研究

本文对某复杂铜钴矿石进行了提高浸出率的试验研究。试验通过硫酸浸出的方法浸矿,研究了各因素对铜钴矿浸出效果的影响,并获得了最优浸出条件。与现有工艺相比,本试验中铜、钴的浸出率得到明显提高。

某铜钼尾矿回收长石的试验研究

福建某铜钼矿尾中K_2O质量分数为5.32%,Na_2O质量分数为2.49%,采用碱法工艺代替传统的酸法工艺进行处理回收长石,工艺流程为反浮选云母—反浮选石英—长石粗精矿磁选除铁。试验最终获得长石精矿中K_2O质量分数为7.48%、总回收率为39.89%,Na_2O质量分数为3.91%、总回收率为43.78%。该长石精矿符合玻璃及玻璃制品、陶瓷、磨料等原料标准。

同仁双朋西金矿浮选尾矿中提铜扩大试验的研究

在小试的工艺基础上 ,对双朋西金矿浮选后的尾矿进行铜、金回收扩大试验。对铜的浸取试验结果表明 。

电解净液工艺处理铜阳极泥浸出液的生产实践及优化

金隆铜业有限公司技改前采用旋流电积系统处理铜阳极泥浸出液,因旋流电积系统设计能力受限,仅能处理少量杂质含量低的二段浸出液,大部分浸出液外售处理,每年损失1086万元。公司决定进行改造,有两种处理方案:一是继续现有旋流电积工艺并扩大产能;二是通过电解净液工艺处理。经过效益对比,发现采用电解净液工艺处理更为经济。公司确定电解净液工艺处理的方案后,又对独立系统处理浸出液和浸出液与废电解液混合后处理两种方式进行了比较,发现浸出液与废电解液混合处理方法较优,该方法处理后的产品成分较为稳定,能够满足标准铜的生产。生产实践表明,此方案的应用减少了成本和场地等投入,并且处理能力得到了提升,还提高了金属回收率,减少了环保隐患,为铜冶炼行业处理同类浸出液提供了参考方案。

老柞山金矿氰化炭浆尾矿中铜金回收

通过对黑龙江省老柞山金矿氰化炭浆尾矿的综合回收 ,可使精矿铜品位达16 2 1% ,铜回收率达 79 0 0 % ,并使精矿中金富集到 12 6 7g/t 。

废铜冶炼渣浮选尾矿氨浸试验

采用氨浸工艺选择性浸出废铜冶炼渣浮选尾矿中的铜。结果表明:在NH3·H2O浓度2molL、液固比7mLg、温度30℃、搅拌速度400rmin、浸出反应时间60min的条件下,铜浸出率为53.20%,浸出渣铜品位为0.39%。浸出前后矿石颗粒大小以及形貌没有发生很大变化,浸出后矿石粗颗粒表面附着的细颗粒比浸出前减少。

充分利用贫铜资源创造条件发展钢工业

介绍了浮选法和酸浸－萃取－电积法从选矿厂老尾矿或贫矿回收金属铜的科研和生产实践，还介绍了综合回收黄金、铁、硫等有价元素的实例．作者对如何利用低品位铜资源以及对今后科研的方向阐述了自己的观点．

含金硫酸烧渣酸浸铜—氰化炭浆法提金工艺生产实践

陕西省某黄金冶炼厂含金硫酸烧渣酸浸铜—氰化炭浆法提金工艺的小型试验及工业生产实践的结果表明:采用炭浆法处理含金硫酸烧渣在技术上是可行的,不仅可以取得较好的技术指标,而且可以节省基建投资和缩短基建工期。含金硫酸烧渣中的赤铁矿对活性炭影响不大。

氰化尾渣中金的回收及无害化处理试验研究

湖南某地区的氰化尾渣中含有一定的氰化物、砷化物(0.42%)及少量的金(1.2 g/t),若直接堆存,不仅污染环境,而且浪费资源。该文采用浮选法对氰化尾渣中的金和砷进行了综合回收试验研究,其结果表明:氰化尾渣经再磨矿后,通过浮选工艺处理,所得粗金精矿中金品位为66.07 g/t,金回收率为63.06%,最终排放尾矿中砷质量分数为0.17%,砷回收率为70.37%。同时,尾矿中加入漂白粉后,经泵扬送至尾矿库,库内澄清水返回选矿厂循环利用,实现了尾矿废水零排放。