焙烧氰化尾渣高温氯化提金研究

采用高温氯化法对难处理精矿焙烧氰化尾渣进行提金试验研究。试验考察了氯化焙烧温度、氯化焙烧时间、氯化剂添加量和干球强度等影响因素。研究结果表明,在氯化焙烧温度1 100℃、焙烧1h、Ca Cl2添加量为1%的条件下,Au、Ag的挥发率分别达到约95%、60%。     

氯化焙烧法处理氰化尾渣

氯化焙烧法常用于处理有色金属含量较低的矿石，可使氰化尾渣中的有色金属挥发出来，通过烟气捕集的方式加以回收。本试验以辽宁省某冶炼厂的焙烧矿氰化尾渣为原料，考察了氯化剂添加量、球团尺寸、焙烧温度以及焙烧时间对有色金属挥发率的影响，并对焙烧终渣的环保指标进行研究。试验结果表明，从氯化焙烧的最佳工艺条件来看，CaCl2添加量为氰化尾渣质量的7%，造球粒度为8～12 mm，焙烧温度为1 100℃，焙烧时间为60 min。在此条件下，Au、Ag、Cu、Pb、Zn的挥发率分别可以达到97.50%、71.45%、57.69%、99.72%、90.87%，残渣的物相组成基本未发生改变。     

含金物料高温氯化挥发提金试验研究

本研究开展了含金物料高温氯化挥发提金试验,通过控制氯化钙添加初始温度、高温氯化终点温度、氯化钙添加量以及氯化挥发时间,可以使渣中金含量降至0.26 g/t,金的挥发率为98.03%。     

氰化尾渣无害化、资源化利用的主要技术现状及发展趋势

氰化尾渣是一种潜在的资源,目前却未得到充分的利用。人们主要采用堆存或填埋对其进行处理,这不仅浪费大量土地,还容易造成严重的环境污染。当前,资源日趋紧张,环境保护税法即将实施。为此,本文首先介绍了氰化尾渣主要的回收利用方法,然后分析了氰化尾渣的综合回收技术现状,最后指出了氰化尾渣无害化、资源化处理技术的发展方向。     

金矿浮选尾矿综合回收试验研究

青海某金矿浮选尾矿含金0.62 g/t,具有较大的回收利用价值。物相分析结果表明,金主要以游离自然金和碳酸盐包裹金形式存在。氰化钾是一种氰化浸金剂,绿金是一种环保浸金剂,硫脲是一种非氰化浸金剂。本文使用这三种浸金试剂进行尾矿浸金试验。研究结果显示,使用硫脲的浸出效果最好,金浸出率可达74.88%,浸渣金品位为0.16 g/t;使用氰化钾与绿金的金浸出率均可达64%左右,浸渣金品位为0.22 g/t左右,综合回收效果较好,可为实现该金矿浮选尾矿的综合回收利用提供技术参考。     

微细粒包裹难浸金矿的预处理全泥氰化提取研究

本文采用预处理全泥氰化工艺对新疆某难处理金精矿进行提金研究,该工艺中预处理分为碱浸和氧化焙烧。碱浸预处理可以将金精矿中锑品位从4.70%降低到0.14%,锑去除率为97.5%,其反应条件为:NaOH溶液浓度20 g/L,Na2S浓度60 g/L,液固比2:1,碱浸时间60 min。除锑金精矿经氧化焙烧后,全泥氰化提金的最优条件为:液固比3:1,溶液pH为11~12,在常温下浸出48 h,NaCN浓度在3‰。在此条件下,预处理金精矿的金浸出率为93.51%,浸出渣中金的品位为3.22 g/t,浸出效果好。     

氯化提金试验研究

试验考察了氯化剂添加量、氯化温度、氯化时间等因素对Au、Ag挥发率的影响。试验结果表明,当氯化温度为1 200℃、氯化剂添加量为7%、氯化时间为2 h时,Au挥发率可达到98%,Ag挥发率可达到88%。     

采用循环流态化焙烧—氰化浸出工艺处理难处理金矿原矿的工业实践

为了高效利用含Au 3～8 g/t、S 1.0%～1.2%的复杂金矿原矿资源,本研究自主研发了循环流态化焙烧—氰化浸出工艺。工业实践表明,Au的回收率可达80%,节省浮选工段和脱硫工段;相较于传统的焙烧—细磨—氰化浸出工艺,金的回收率提高20%。采用循环流态化焙烧—氰化浸出工艺处理低硫低品位复杂金矿,运行成本较低,经济效益好,可为我国西部、西南部地区复杂难处理金矿原矿的开发利用提供借鉴。     

科技信息

科技信息炼金铝矾土废渣的利用澳大利亚研究了用铝矾土废渣作金氰化的ＰＨ调节剂的有效性。这种红色的废渣对于调节金矿浆的ＰＨ是有效的．红渣中的任何金容易用重力分离法富集，并与金矿中的金一道回收。对氰化浸出液进行了碳的活性试验．以确定由铝矾土废渣中的有机物引...     

用焙烧—氰化工艺从难选冶金矿石中浸出金的探讨

黔西南州有丰富的难选冶金矿石，应用一般工艺流程技术无法提金。采用焙烧－氰化工艺技术处理，使微粒浸染型难选冶金矿石得到充分利用，当粒度为2－0mm，焙烧温度为650－750℃，焙烧时间为3－4小时时，其浸出率可达85％以上，能获得较好的经济效益。     

高温还原挥发法处理氧化铅锌矿的试验研究

研究采用高温还原挥发法处理国内某企业的氧化铅锌矿,还原挥发回收其中的锌和铅。同时,采用马弗炉对由矿物与焦炭组成的试验物料进行处理,着重考察了矿石粒度、无烟煤用量、还原温度、反应时间等因素对锌和铅的挥发率的影响。研究结果表明,在矿石粒度≤0.2 mm、无烟煤量/矿量为10%、还原温度1 250℃、高温反应时间1.75 h的条件下,锌和铅的挥发率均达到99%。此方法处理工艺简单,回收率高,易于实现工业化。     

提取含硫银精矿中银的试验研究

以我国湖南某难处理含硫银精矿作为研究对象,使用焙烧法对含硫矿物进行预处理以减少其对氰化的不良影响,最终获得了各工艺参数对银浸出率的影响规律。研究结果为,在焙烧温度400℃,焙烧时间2 h,添加剂用量5%;氰化过程中氰化钠添加量20 kg/t矿,氰化液固比3∶1,时间48 h条件下,银浸出率为80.66%。     

印度尼西亚某硫铁矿烧渣氯化试验研究

本文采用氯化法处理印尼某含金、砷高硫精矿烧渣,可以获得较好的回收效果。结果表明,在润磨时间10 s、CaCl_2添加量7%、膨润土添加量2%、氯化温度1 250 ℃、氯化时间2 h的条件下,主要有价金属Au、Ag、Cu的挥发率分别为91.51%、99.73%和98.14%,渣中氯、硫基本挥发完全,铁的挥发损失较小,产品球团铁品位超过62%,强度大于2 300 N,可以符合《高炉用酸性铁球团矿》(GB/T 27692—2011)二级标准。     

保护碱对焙烧氰化工艺金银浸出率影响的试验研究

结合某黄金冶炼厂的生产工艺,本文采用不同的调碱方法,对焙烧酸浸氰化系统的酸浸带滤机滤饼进行大量试验研究。试验结果表明,采用50%NaOH+50%Na_2CO_3+(4～6 kg/t)NH_4HCO_3作为保护碱金浸出效果最明显,可以大大降低碳酸钠的用量,从而降低生产成本,而且金的浸出率比采用单一的碳酸钠作为保护碱提高约1%,按该黄金冶炼厂的生产规模,每年可以多回收10.8 kg黄金,创造经济效益约270万元。     

细粒料渣的脱水再利用工艺

铜冶炼转炉渣并不是天然的矿石渣,而是一种"人造矿石"渣,它是经过高温熔化后形成的一种固熔体,各种矿物间互相包裹熔融,内含铜、金等有价成份.某铜业公司年产转炉渣8万t,经破碎、细磨后回收铜、金等,剩下的7万t尾渣作为固体废弃物外排.堆存这些渣料不仅占用大片土地,而且影响环境.该尾渣中含有极高的铁和二氧化硅,是水泥生产中极好的铁质较正剂.但由于料渣磨得过细,使得尾渣料脱水再利用十分困难.     

原子荧光法测定载金炭中砷的样品前处理方案

本文主要研究了载金炭中砷的检测——样品前处理的试验方案,即酸分解和高温焙烧除炭分解两种试验方案。酸分解试验中主要有硝硫混酸及氯酸钾、硝硫混酸、硝酸-高氯酸混酸试验;高温焙烧除炭主要有硝酸镁-氧化镁试验。通过加标试验,笔者探讨了几种方案的可行性,建议采用硝酸、硫酸不冒尽硫酸烟为载金炭中砷的样品前处理方式。     

氰化尾渣固液分离洗涤废水净化工艺研究

本研究以氰化尾渣固液分离洗涤废水为研究对象,采用酸化-铁盐沉淀工艺对废水中的氰化物进行净化处理。结果表明,经酸化-吹脱处理,废水的总氰化物含量大幅度降低,酸化后滤液加入硫酸亚铁进行沉淀处理,废水中总氰化物含量可降至低于50 mg/L,处理后废水可用于氰化尾渣洗涤过程。因此,酸化-铁盐沉淀工艺可以实现固液分离洗涤后废水的循环利用。     

焙烧后氧化锰矿酸浸试验研究

通过对湖南某地焙烧后的氧化锰矿进行酸浸试验,研究其锰含量的组成、浸出效果、浸出效率、渣锰含量及资源利用率。结果表明,采用传统常规的酸浸工艺,浸出率只有74.72%,渣锰残留9.553%,资源回收利用率只有72%;采用连续高温酸浸反应,可使浸出率提高到90.11%,渣锰残留降低到3.779%的低水平,资源回收利用率可达到90%。反应终点的溶液中锰离子浓度为33.085g/L,达到了电解锰正常生产的溶液浓度标准。     

褐煤还原酸浸锌冶炼钴渣焙砂的试验研究

我国的钴资源匮乏,因此人们需要有效回收有机钴渣。焙烧渣大多含有高价钴氧化物,需添加SO_2或Na_2SO_3进行还原浸出,其间不可避免地放出刺激性气体SO_2,造成设备成本上升。本试验采用新型环保浸钴剂褐煤代替Na_2SO_3还原浸出钴,结果表明,在最佳条件下,浸出终渣含钴0.09%,钴浸出率99%。     

氯化焙烧法从汽车尾气废催化剂中回收铂族金属

汽车尾气净化催化剂以铂、钯、铑等铂族金属为活性组分,由堇青石(2MgO·2Al_2O_3·5SiO_2)载体、γ-Al_2O_3涂层和助剂组成,失效的汽车尾气净化催化剂已成为重要的二次资源。本文采取中温氯化焙烧-湿法浸出工艺回收汽车尾气废催化剂中的铂族金属,分别考察了氯化焙烧温度、焙烧时间和物料与添加剂的配比对废催化剂中铂族金属浸出率的影响。其间通过试验确定了最佳工艺参数:废催化剂与NaCl的配比为2∶1,氯化焙烧温度为650 ℃,反应时间为2 h,反应过程中保持氯气饱和。采用本工艺,铂、钯、铑的浸出率显著提高,可以保证Pt97%、Pd99%、Rh90%,综合浸出率大于98%。