降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。     

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。     

新疆阿希金矿含砷金精矿的两段焙烧工艺研究

本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为：第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t_酸浸渣,金浸出率达到93.34%。     

新疆阿希金矿含砷难处理金精矿两段焙烧工艺

研究新疆阿希金矿含砷复杂金精矿的焙烧—浸出过程。结果表明,两段焙烧能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1 h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1 h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2 h,控制终点pH值1.0¹.5,酸浸渣细磨至-38μm约占90%,氰化钠用量为6 kg/t-酸浸渣,氰化浸出48 h,金浸出率达到92.94%。     

氰化尾渣综合利用工艺分析与探讨

介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。     

贵州某难浸金精矿固化焙烧-氰化提金试验

采用加熟石灰固化焙烧-氰化提金工艺流程对贵州某难浸金精矿进行了系统的试验研究.当金精矿含砷8.41%,硫23.75%,碳1.94%,金76.1 g/t时,固化焙烧预处理砷、硫固化率分别为97.56%和96.10%,金氰化浸出率88.12%.通过多相反应动力学理论与试验结果相结合探讨了XG添加剂在焙烧过程中的作用机理.XG添加剂能改善焙砂质量,显著地提高金的浸出率,同时可以缩短焙烧时间,并兼起固化剂的作用.     

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理-氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银

对于含铜、砷金精矿,国内外黄金冶炼厂通常采用焙烧氰化法提取金、银,但所产的氰渣中金、银的含量较高,其品位分别为Au1.5～2.5g/t、Ag150～250g/t.如何从焙烧氰化尾渣中回收Au、Ag,合理地利用矿产资源,提高企业的经济效益,是目前黄金选冶工艺中急待解决的难题.为此,我们以山东招远黄金冶炼厂焙烧氰化尾渣为原料进行了试验研究.结果表明,采用添加剂进行尾渣焙烧-氰化浸出的工艺,金、银的回收率分别达到61.54%和76.81%.该方法投资少、成本低、简单易行,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广应用.     

某含砷锑难选金精矿氰化浸金试验

对某含砷锑难选金精矿进行了预先碱浸-焙烧-氰化试验研究,着重探讨了硫化钠浓度、浸出温度、浸出时间、焙烧温度对试验结果的影响。试验结果表明：在硫化钠浓度为90 g/L、氢氧化钠浓度为20 g/L、液固比为1∶1的条件下常温浸出30 min,锑的浸出率为96.55%;碱浸渣在750 ℃焙烧1.5 h、焙烧渣在液固比为1.5∶1、pH值为10～11、氰化钠浓度为8 kg/t的条件下氰化浸出48 h,获得了金浸出率为84.82%的试验指标。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

某难浸浮选金精矿碱式预处理-氰化提金工艺

某浮选金品位65．20g／t，含砷15．40％、硫25．64％。84％以上金被黄铁矿、毒砂和脉石包裹，为难浸金精矿。在常温常压下进行碱式预处理。再接氰化和炭吸附提金。结果表明。在NaCN用量6．5kg／t和炭浆浓度17．5g／L。炭浸24h条件下，金浸出率达93．42％。金吸附回收率达99．67％。     

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、NaCN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。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

酸浸预处理提高金矿焙烧烟尘中金浸出率的研究

为提高难处理金矿焙烧烟尘中金的氰化浸金率,采用强酸酸浸对其进行预处理,考察了酸浸液固比、温度、时间及搅拌速度对氰化过程中金浸出率的影响,确定了最佳酸浸条件为:酸浸液固比0.98∶1、温度85 ℃、时间2 h、搅拌速度500 r/min,此时烟尘的氰化浸金率为91.04%。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

四川某含砷难处理金精矿细菌氧化—无氰提金试验

四川某高硫高砷金精矿中的金主要以银金矿的形式存在,主要载体矿物为黄铁矿和毒砂,金矿物以极微细粒包裹在硫化矿物中,常规碳浆法氰化浸金效果极不理想。为高效、低毒浸出该精矿中的金,以经驯化的Acidithiobacillus ferrooxidans和Leptospirillum ferrooxidans混合菌群为氧化预处理微生物,采用细菌氧化—无氰浸金工艺研究了浸矿条件。结果表明,对金品位为46.87 g/t、含砷8.56%、含硫15.08%的金精矿,在试样粒度为45~0μm、矿浆浓度为120 g/L、初始p H=2、Fe2+初始浓度为1.5 g/L、细菌接种量为20%情况下细菌氧化预处理12 d,再在无氰浸金新药剂用量为4 kg/t的情况下浸出4 h,金浸出率可达81.67%,高于常规碳浆法氰化浸金效率约60个百分点,浸金效果良好。     

某金浸渣氧化焙烧—浸出提金工艺试验研究

江西某黄金冶炼厂的金浸出尾渣中Au的品位为2.7 g/t,具有较高的回收价值。但该浸出渣中有害杂质S、As的含量高达7.54%、1.98%,主要以黄铁矿和毒砂的形式存在,二者内部包裹的金颗粒在超细磨条 件下也极难解离。为有效回收该尾矿渣中的金,基于试样性质,采用氧化焙烧—浸出的工艺处理该试样。浸出试验在溶液pH值为12、浸出剂JC用量5 kg/t、搅拌浸出时间6 h的条件下进行,通过条件试验确定最佳的焙 烧条件为：焙烧温度500 ℃,焙烧时间30 min、空气流量500 mL/min、浸出细度-0.038 mm占98.85％。在最佳焙烧条件下,浸出尾渣中Au的品位降低至1.0 g/t,Au的浸出率达65.52％。化学分析和热重分析结果表明 ,焙烧过程中试样内部产生裂纹和孔隙,黄铁矿、毒砂等硫化矿被转化为氧化矿,减少了FeOOH的罩盖和浸出剂的消耗,从而有利于浸出反应的进行。研究结果可为同类型难处理金矿的利用提供参考。