两段脱砷金焙砂的硫酸熟化酸解对氰化浸金过程的影响

针对两段焙砂中赤铁矿包裹造成渣含金过高的问题,结合铁氧化物包裹金的研究现状,重点研究了两段焙砂硫酸熟化过程的热重差热和微观结构变化以及对水浸渣的提金效果和氰化钠消耗量的影响。结果表明,生成水合硫酸盐过程主要发生在127.8~249.1℃,该过程中,物料的微观形貌由疏松多孔蜂窝状转变成疏松片状。两段焙砂用浓度75%的硫酸在250℃熟化90 min,水浸除铁率达91.69%,水浸渣氰化浸金率达95.54%,比焙砂直接氰化提高了近11%,氰化尾渣金品位由直接氰化浸出的9.10 g/t降至5.88 g/t,氰化钠消耗量也降低了近一半。研究结果对提高两段焙砂中金浸出率具有重要意义。     

某金矿焙砂浸出渣中金的回收

研究某金矿焙砂氰化尾渣的矿物学性质及尾渣中金的回收方法.结果表明,焙砂浸出渣中残余金主要以物理包裹(铁氧化物烧结及脉石包裹金)、矿泥对可溶金的吸附以及在较大金颗粒表面形成的铁氧化物薄膜包裹等状态存在,难以实现有效地选矿分离.采用低液固比(25%～30%)和较高浓度氰化物(1kg/t)直接浸金,浸出率达71.67%.采用添加剂A预处理-炭浸工艺,金的回收率达到90.38%以上.     

提高含砷金精矿二段焙砂金浸出率的研究

本文以某含砷金精矿二段焙烧焙砂为研究对象,针对焙砂中金主要被赤铁矿包裹的特点,采用硫酸溶液+助浸剂浸出的方法对包裹金进行有效解离,使包裹金充分暴露,达到提高金浸出率的效果。研究了硫酸浓度,酸浸温度,助浸剂加入量等因素对铁浸出率的影响及对酸浸渣氰化过程金浸出率的影响。在最佳工艺条件下,该工艺比工业生产常用的二段焙砂→酸洗→氰化金浸出率提高12%左右。     

某金矿焙砂浸出渣中金的回收

研究某金矿焙砂氰化尾渣的矿物学性质及尾渣中金的回收方法。结果表明，焙砂浸出渣中残余金主要以物理包裹（铁氧化物烧结及脉石包裹金）、矿泥对可溶金的吸附以及在较大金颗粒表面形成的铁氧化物薄膜包裹等状态存在，难以实现有效地选矿分离。采用低液固比（25％－30％）和较高浓度氰化物（1kg/t）直接浸金，浸出率达71．67％。采用添加剂A预处理－炭浸工艺，金的回收率达到90．38％以上。     

福建某金精矿焙砂浸出金、银试验研究

福建某金精矿焙砂主要组成矿物为赤铁矿与石英,金、银含量分别为31.27 g/t、824 g/t。采用自主合成的嗜金1号药剂从稀硫酸脱铜后的该金精矿焙砂中提取金、银。结果表明,在嗜金1号用量为5 g/L、pH为11、液固比为5 mL/g、浸出温度为25 ℃、浸出时间为24 h时,金与银的浸出率分别达到92.76%、85.02%。比以氰化钠为浸出剂时,金浸出率提高了3.73个百分点。嗜金1号的浸金效果较优,且嗜金1号较氰化钠对环境的影响较弱。因此,嗜金1号可以用于含金焙砂的金浸出工艺。     

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。     

钛渣制备人造金红石的试验研究

对钛渣制备人造金红石进行了研究,通过在高温下NaOH与钛渣中含硅矿物的反应,破坏对杂质铁形成包裹的硅酸盐,焙砂水浸脱硅后,再经酸浸除铁等杂质,煅烧得到TiO2含量大于92%的高品质人造金红石。通过考察影响因素,确定钛渣制备人造金红石最佳工艺参数。按钛渣中铝、硅含量理论计算的4.5倍摩尔比加入氢氧化钠混匀,在900℃焙烧2 h。焙砂在液固比1∶1、常温下水浸出1 h脱硅;水洗样在液固比4∶1,盐酸浓度18%,浸出温度90℃,浸出时间4 h条件下进行了酸浸除杂;酸浸样在900℃下煅烧1 h制备人造金红石产品。     

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。     

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。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

某浮选金精矿浸出工艺优化试验研究

某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。     

山东某硫铁矿烧渣非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺研究

针对山东某TFe含量为52.30%、Au品位为1.28 g/t的硫铁矿烧渣, 采用非氰浸金-浸渣磁选回收铁的工艺回收烧渣中金和铁。试验结果表明, 当碳酸钠用量为15 kg/t、KBF-1用量为4.0 kg/t、搅拌浸出槽转子转速为1794 r/min、搅拌浸出时间为40 h时, 硫铁矿烧渣中金浸出率较高, 为64.19%。以浸金渣为原料磁选回收铁, 当磁场强度为318.47 kA/m时, 铁精矿中铁品位为64.83%、产率为78.40%、回收率为88.32%。研究结果表明, 非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺对山东某硫铁矿烧渣中金和铁回收是可行的。     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。     

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。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

中亚某难处理金矿选冶工艺研究

对中亚某金品位4.35 g/t金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺,在焙烧给料细度-0.074 mm粒级占75%、氧化气氛下焙烧120 min,焙砂磨至-0.074 mm粒级占90%,在氰离子浓度0.10%条件下浸出48 h,金浸出率达到86.39%,浸渣金品位0.59 g/t。     

某高硫难处理金精矿超细磨提金试验研究

针对某高硫难处理金精矿中金大部分被黄铁矿包裹、直接氰化浸出金浸出率低的问题,采用超细磨-碱预处理-氰化浸出工艺处理金精矿,通过条件优化可获得金浸出率84.50%,氰化钠耗量控制在3 kg/t以内,该工艺简单、流程短、安全环保。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。