高砷硫化金矿真空脱砷工艺考察

用真空脱砷法处理湖南黄金洞金矿的高砷硫化金精矿,考察了溫度和残压对脱砷率的影响,分析冷凝物形态,提出了最佳脱砷条件。最后用硫脲浸金对脱砷效果作验证。     

无汞法测定细菌槽水样中的铁

目前世界上有约1/3的黄金产自难处理金矿,高硫砷的金矿是公认的难处理矿石之一。目前我矿主要采用细菌氧化法处理金精矿。通过对Fe2+氧化速率的测定可以了解铁硫杆菌的生长情况和氧化特性。细菌槽水样中铁的分析就成为了日常必需分析     

高硫、高砷难选金精矿的处理

通过对比试验确定了该高硫、高砷难选金精矿的最佳处理方法—焙烧氧化法。     

细菌氧化预处理含砷难处理金矿的研究进展

含砷难处理硫化矿经过细菌预氧化,将包裹Au的硫化矿物毒砂、黄铁矿等溶解、破坏,将Au暴露出来,可大大提高后续氰化浸出中Au的回收率。细菌氧化技术具有投入低、工艺简单、污染轻或无污染等优点。作者在回顾细菌浸矿发展历史与现状的基础上,着重阐述了含砷难处理金矿细菌氧化预处理的机理、氧化菌种和工艺流程,并提出了该技术现存的一些亟待解决的问题。     

难处理高砷金矿的细菌氧化-提金研究

采用经过驯化的HQ0211菌对高砷金矿进行氧化预处理-氰化提金实验研究.该矿石含金128.5 g/t,含砷16.84%(质量分数,余同),含硫21.72%,含铁26.62%,氰化浸出率只有29.35%,是典型的高砷难处理矿.经过细菌氧化预处理,金矿脱砷率达到96.2%,失重率达到43.9%.矿石的金氰化浸出率由原来的29.35%提高到92.57%,效果十分显著.     

难处理金矿预处理及金回收技术进展

随着优质金矿不断被开发消耗,难处理金矿占比不断地提高,从难处理金矿中回收金是金产业未来发展的必然趋势。本文简要分析了难处理金矿浸出困难的原因,介绍了焙烧氧化法、热压氧化法、生物氧化法、机械活化法、微波法5种预处理技术和氰化法、硫脲法、硫代硫酸盐法、卤素法、火法5种金回收技术的研究进展,并比较了5种预处理技术和4种湿法金回收技术的优势与不足。在此基础上对难处理金矿预处理和金回收技术的前景进行了展望。     

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。     

高砷富银铋硫多金属精矿综合回收实验研究

某高砷富银铋硫矿为硫化矿混合精矿,表面受到浮选药剂污染,各种矿物之间的可浮性相近,给分离带来不利影响。采用“混合精矿加温脱药-脱药精矿铋银优先浮选-铋银尾矿砷硫活化浮选”工艺流程进行处理,采用高效银铋捕收剂SAC,全流程实验获得的银铋精矿含银4386 g/t、铋13.06%、砷0.61%,回收率为银88.52%,铋85.51%;砷硫精矿含硫36.37%、砷9.69%,回收率为硫93.71%,砷97.57%。实现了混合精矿中铋银砷硫的综合回收。     

提高某难处理高品位金精矿浸出率的试验研究及生产实践

针对西部黄金伊犁有限责任公司选矿厂氧化后的金精矿品位高,硫砷脱除不完全,直接浸出率低等问题,进行了试验研究。在试验研究基础上,对原有处理工艺进行了改造,增加了再磨、硫酸铵预处理等工序。通过生产实践,难处理金精矿的浸出率达到了95%以上,创造了较大的经济效益。     

碳质金矿生物预氧化研究进展

碳质金矿是一种难处理金矿,当原生矿石中有机碳含量大于0.2%时,会严重干扰氰化提金,进而发生"劫金效应"。生物预氧化法以其条件温和、工艺简便、能耗低、环境友好等优点在难处理金矿预处理方面发展较快。难处理碳质金矿生物预氧化法目前还处于研究阶段,要实现工业化需要从新型添加剂以及开发构建既能氧化硫砷又能氧化碳的新型细菌等方面进行研究。     

湖南某高砷难处理金精矿的细菌氧化-氰化提金实验研究

湖南某高砷金精矿属于难处理矿石,含砷11.28%,含金66.18g/t,金的直接浸出率仅为21.91%.通过该样品5%、10%、15%、20%矿浆浓度的细菌氧化试验,发现金精矿砷的氧化率达到93%以上.细菌氧化渣的金浸出率随着矿浆浓度的增大而降低,5%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为93.15%;10%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为92.46%;15%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为90.50%;20%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为87.58%,比未经处理时金的直接氰化浸出率21.91%有了很大的提高,预处理效果很好.     

不同含砷类型金矿的细菌氧化-氰化浸出

对含砷类型不同的金精矿和单矿物进行细菌氧化-氰化浸出研究,分析毒砂和雄黄对金精矿细菌氧化-氰化浸出效果的影响。结果表明:在细菌氧化过程中,含砷金精矿中的毒砂易被氧化分解,经过192 h的细菌氧化后,脱砷率可达93.10%;而雄黄无法被细菌氧化分解,且影响细菌活性,延长浸矿的停滞期;在氰化浸出过程中,毒砂非常稳定,不参与任何副反应;而雄黄易与CN-及保护碱发生副反应,且产生的沉淀物质会在金粒表面形成薄膜,从而降低氰化浸出效率。     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。     

Gold leaching with elemental sulfur in alkaline solutions under oxygen pressure

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ ,ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄｂｙｅｆｆｅｃｔｉｖｅｎｅｓｓａｎｄｌｏｗｏｐｅｒａｔｉｎｇｃｏｓｔ,ａｓａｃｏｎｖｅｎｔｉｏｎａｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｇｏｌｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍｏｒｅｓ ,ｈａｓｂｅｅｎｕｓｅｄｉｎｉｎｄｕｓｔｒｙｆｏｒｏｖｅｒ 10 0ｙｅａｒｓ .Ｈｏｗｅｖｅｒｔｈｅｃｙａｎｉｄｅｉｓａｈｉｇｈｌｙｔｏｘｉｃｃｈｅｍｉｃａｌ,ａｎｄｃｏｍｍｅｒｃｉａｌｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓｉｓｌｉｍｉｔｅｄｉｎｔ…     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

A new extraction process of carbonaceous refractory gold concentrate

A new hydrometallurgical process for a carbonaceous refractory gold concentrate at ambient temperature and pressure was presented, including grinding-leaching, intensified alkaline leaching（IAL）, thiosulfate leaching and cementation by zinc powder. The experimental results show that the grinding-leaching and intensified alkaline leaching process result in the selective oxidation of arsenopyrite and pyrite. The oxidation ratio of As is 96.6%, and 46.7 % for S. The total consumption of NaOH in alkaline leaching is only 28 % of that theoretically calculated under the conditions of full oxidization for the same amount of arsenopyrite and pyrite transforming into arsenates and sulfates, and 83.6% of gold is synchro-dissoluted by thiosulfate self-generated during pretreatment. Since the carbonaceous matter in concentrate possesses a strong capability of preg robbing, the cyanidation process is not suitable for the extraction of gold after pretreatment. However, the gold leaching rate by thiosulfate leaching for 24 h is increased to 91.7% from 0 - 3.2% by ultra-fine grinding without the pretreatment. The recovery of gold by zinc cementation gets to 99.6%. Due to the thiosulfate self-generated during alkaline leaching, the reagent addition in thiosulfate leaching afterwards is lower than the normal one.     

Controlling SO2 emissions in the roasting of gold concentrate

Acid pressure oxidation is generally believed to be the most effective pretreatment for refractory sulfide gold ores and concentrates, although it is ineffective for some ores. For such ores and concentrates (usually those containing both carbonaceous and sulfide materials), roasting remains the most effective pretreatment before cyanidation. However, the serious environmental damage that could result from the emission of SO₂ and As₂O₃ makes roasting an unattractive pretreatment step. In an effort to develop a technique having lower SO₂ emissions, a lime agglomeration roast (LAR) pretreatment process was investigated. The technique involves the agglomeration of calcium-based SO₂ sorbent with the refractory ore or concentrate before roasting. The results of the LAR pretreatment followed by cyanidation indicate that up to 95 percent of the sulfur dioxide can be captured and more than 90 percent gold extraction can be achieved.