高铜金精矿提取金铜工艺研究

采用硫酸化焙烧——二段酸浸——氰化工艺处理高铜金精矿。结果表明,在600℃硫酸化焙烧,焙砂在一段弱酸、二段强酸,温度80℃,浸出90 min的条件下,铜浸出率为98.22%;再对酸浸渣进行氰化浸出,金浸出率高达99.14%。

某高砷难处理金精矿回收有价元素试验

采用两段焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从某高砷难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,一段焙烧温度550℃,二段焙烧温度630℃,酸浸时间90min,控制终点pH 1.0时,铜浸出率达到82.44%;酸浸渣细磨至-0.039mm占88.9%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.98%。

沸腾焙烧烟灰浸出金、银、铜的研究

采用酸浸—氰化工艺从某沸腾焙烧烟灰中浸出金、银、铜.结果表明,较优工艺为：酸浸硫酸浓度1.0 mol/L,液固比4∶1,反应温度90℃,反应时间4h,搅拌速度300 r/min;氰化浸出反应液固比3∶1,氰化钠浓度0.2％,pH 10～11,反应时间48 h,搅拌速度300 r/min.此条件下,金、银、铜的浸出率分别为97.16％、79.98％、96.04％.

利用铅冶炼烟尘制备超细氧化铅粉末

河南某底吹炉炼铅烟尘Pb含量达44.99%,可作为生产高质量超微细氧化铅粉末的重要资源。试验采用硫酸化焙烧预处理—NaCl浸出酸浸渣—氧化铅前驱体合成—氧化铅粉末生成工艺对超微细氧化铅粉末加工技术条件进行了研究。结果表明:试验确定条件下硫酸化焙烧预处理—水浸工艺的Pb、Cd、As去除率分别达2.67%、96.98%、100.00%,初步实现了铅与镉、砷等杂质元素的分离;NaCl浸出酸浸渣工艺的铅、镉作业浸出率为97.89%和98.12%;氧化铅前驱体合成工艺的铅转换率为97.88%;氧化铅粉末生成工艺彻底改变了晶体的形貌,生成物具有短棒状海绵疏松的微观形貌,长度小于2μm,氧化铅含量达98.31%,属优质超细氧化铅粉末。因此,该工艺为铅冶炼烟尘的回收和超细氧化铅粉末的制造提供了一种新的思路。

H_(2)SO_(4)分解铁-FeCl_(3)浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。

铜阳极泥定向脱除砷锑铋研究

铜阳极泥是提取稀贵金属的重要原料,现有的工艺技术均不理想。本文采用盐酸、硫酸与氯化钠的不同组合浸出体系对铜阳极泥进行了浸出试验,结果表明:单一盐酸、硫酸、氯化钠为浸出剂时,Au、Ag、Se、Pb、As、Sb、Bi无法得到有效分离;当浸出剂为盐酸、硫酸、氯化钠的两两组合时,只有以盐酸-硫酸为浸出剂时,定向脱除砷锑铋的效果较好,但含酸太高,易造成设备腐蚀且后续处理成本增加;当浸出剂为盐酸-硫酸-氯化钠时,As、Sb、Bi进入酸浸液,Au、Ag、Pb、Se进入酸浸渣中,实现了铜阳极泥定向脱除砷锑铋的目的,且降低了浸出液的酸度。通过XRD、SEM-EDS分析盐酸-硫酸-氯化钠浸出铜阳极泥前后固相中物相的变化,结果表明:浸出前后Ag、Se主要以Ag2Se、Ag Cl形式存在,部分Se转变为硒酸盐;Pb主要以PbSO_(4)形式存在。

加氯化钠焙烧提高含铜金精矿中金、银、铜浸出率的试验研究

提出了一个含铜金精矿加氯化钠焙烧 (酸浸铜 )—氰化浸出的工艺方法。对其工艺方法的条件和机理进行了研究和探讨。研究结果表明 :加氯化钠焙烧可有效地提高金、银、铜的回收率。经不同类型矿样验证 ,银的浸出率提高 30 %以上 。

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。

从青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿中综合回收铜金铁

青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿较难分选,研究了采用焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从中回收铜、金、铁。结果表明:在m(氧化矿)∶m(高硫半氧化矿)=1∶1、矿石粒度-75μm占81.5%、焙烧温度580℃、焙烧时间2h条件下对混合矿石进行焙烧,然后在液固体积质量比2∶1、体系初始酸质量浓度45g/L、浸出时间1h条件下从焙砂中浸出铜,铜浸出率达88.26%;对酸浸渣,用初始质量浓度2g/L的氰化钠溶液滚瓶浸出24h,金浸出率达85.43%,同时获得铁精矿。该研究为类似复杂氧化矿和半氧化矿的开发利用提供了新思路。

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究。结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52%,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25%、38.79%,后续金的浸出率为85.82%。综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常规氰化浸出的浸出率高1.54%,氰化钠的消耗量降低1 kg/t以上,同时还可以综合回收铜、锌。

从镍湿法冶炼系统黄钠铁矾渣中综合回收铜镍

研究了采用氧化焙烧-酸浸工艺从镍湿法冶炼黄钠铁矾渣中浸出铜和镍,考察了焙烧温度、焙烧时间、浸出液固体积质量比、硫酸质量浓度对铜、镍浸出率的影响。试验结果表明:采用氧化焙烧-酸浸工艺,在适宜条件下,铜浸出率达97%以上,镍浸出率达95%以上。

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH4HCO3用量10 kg/t、液固比1.5∶1、Na CN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。

从含铜金黄铁矿中综合回收金属铜与金的工艺

针对某含有金、银、铜等多种有价元素的黄铁矿,在对其原矿物化性质分析的基础上,通过低温氧化焙烧,烟气制酸,焙砂硫酸浸铜,浸铜渣氰化浸金的工艺对该黄铁矿实现了综合利用.使用上述工艺对含硫45.85%(质量分数)、含铜1.92%(质量分数)、含金1.60 g/t的黄铁矿进行处理,得到铜的浸出率为90.09%,金的浸出率可达70%,氰化渣中铁的含量为63.46%,可作为铁精矿外售.金、铜、铁等有价组分实现了综合回收.

含铜金精矿焙烧-酸浸-氰化工艺的研究与实践

本文就含铜金精矿焙烧-酸浸-氰化提金工艺进行了论述,通过某厂采用该工艺生产实践,证明式艺是成功的、浸出率达98～99%,并能综合回收有价元素铜、硫等,经济效益和社会效益都是明显的.

从高铜金精矿中综合回收有价金属试验研究

研究了以沸腾焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从高铜金精矿中综合回收铜、金等有价元素。试验确定的最佳条件为：1）高铜金精矿沸腾焙烧预处理温度为650℃,焙烧时间为2h；2）焙砂用硫酸浸出铜,硫酸质量浓度为50g/L,浸出时间为2h,浸出温度为80℃,液固体积质量比为4∶1～5∶1,浸出后渣铜品位降至0.286%；3）硫酸浸出渣与静态焙烧渣用氰化钠浸出金,金浸出率为96.5%,银浸出率为63.5%。该工艺对高铜金精矿中Au、Ag、Cu的综合回收率较高。

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明:采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。

某铜钴精矿硫酸化焙烧-酸浸试验研究

以某铜钴精矿为原料,采用硫铁矿配矿、钠盐废水湿法调浆、硫酸化焙烧、硫酸浸出工艺回收铜、钴,考察了磨矿细度、焙烧助剂、焙烧温度等因素对铜、钴浸出率的影响。结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占85%,硫铁矿与铜钴精矿配比1∶10,钠盐废水90 mL,焙烧温度660℃,焙烧时间90 min,浸出时间30 min的优化条件下,铜浸出率达97.63%,钴浸出率达97.50%,试验指标较好。

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。

含氰贫液酸化产物中铜元素回收工艺研究

金精矿焙烧—氰化系统含氰贫液闭路循环需要定期开路部分贫液,贫液中的Cu元素具有一定的回收价值,本文在含氰贫液酸化法处理工艺基础上探索含氰贫液中Cu元素回收工艺的可行性。酸化处理后CN-挥发率为95.42%,铜沉淀率为97.82%。酸化后贫液固液分离所得酸化沉淀含铜22.77%～35.01%,采用焙烧—酸浸—萃取工艺回收铜,最佳实验条件如下：焙烧温度为640℃,液固比为5∶1,H2SO4质量浓度为5%,酸浸时间为3 h,此时可获得铜浸出率为92.27%～95.00%。以20%Lix984作为萃取剂,调节浸出液p H=2.3,有机相和水相相比为1∶1,萃取时间为3～5 min时,单级铜萃取率为98.96%;酸化后贫液固液分离所得液体平均铜浓度为72.89 mg/L,以硫化法深度沉淀铜,当Na2S用量为0.4～0.6 g/L,沉淀时间为1 h时,铜沉淀率为92.21%～99.09%。

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明:在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。