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。     

难处理金矿的处理现状

难处理金矿直接氰化金的回收率低,为了提高回收率,必须采取一定的方法进行处理。本文简要地分析了难处理金矿的难浸原因,介绍了目前常用的处理难处理金矿的方法,详细地介绍了非氰化法、强化氰化、预处理法、火法熔炼法处理难处理金矿的研究方法和研究进展。介绍了各种方法的优缺点及应用现状和前景。     

碳质金矿的碳质物及生物氧化预处理研究现状

碳质金矿是一种重要的难处理金矿。研究发现,其碳质物主要包括元素碳、有机酸和烃类物质。在氰化浸金过程中碳质物可通过类活性炭的吸附方式将已溶解的金劫走。目前,已有的预处理方法主要有高温焙烧法、生物氧化法、化学氧化法、竞争吸附法、覆盖抑制法、微波加热法。生物氧化法因具有条件温和、流程简单、能耗低、环境友好等优点得以迅速发展。与生物氧化预处理有关的微生物主要有氧化亚铁硫杆菌、氧化硫硫杆菌、氧化亚铁钩端螺旋菌等化能无机自养菌。有关黄孢原毛平革菌、假单胞菌、多毛链霉菌在碳质物降解和钝化方面的研究也已展开。最后,分析了该技术存在的问题,并对其应用前景进行了展望。     

难处理金矿加压氧化预处理技术及发展

难处理金矿由于毒砂和黄铁矿等硫化物的包裹,直接氰化金的回收率很低,为了提高金的浸出率,必须先打破毒砂黄铁矿等的包裹.加压氧化是在高温高压下,在加压釜中由氧气作氧化剂氧化硫化物,破除硫化物对金的包裹,使金能直接与氰化物接触,提高金的浸出率.该工艺具有反应快、金的回收率高、环保等优点,近年来已成为难处理金矿的一种重要预处理工艺.     

含锑难处理金矿工艺矿物学特征及臭氧氧化预处理浸锑（英文）

针对复杂难处理金矿的矿物学特征和盐酸体系臭氧氧化预处理提锑开展研究。工艺矿物学研究表明,矿物中主要存在辉锑矿、毒砂、黄铁矿和脉石,67.42%的金被包裹在硫化物之中。开展盐酸体系中臭氧氧化提锑的研究,考察反应温度、液固比、盐酸浓度和搅拌速度等因素对提锑过程的影响,在优化实验条件下,锑的浸出率可达93.75%。经过臭氧氧化预处理过程,矿物中的锑得到有效回收,同时包裹在辉锑矿和部分黄铁矿中的金得到释放和暴露。     

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     

高砷硫金矿的预处理

黄铁矿和砷黄铁矿是高砷硫金矿和精矿的2种主要成分，它们将Au包裹在其中，用一般已知的方法处理该矿，存在Au收率低、过程复杂，易造成环境污染等问题。目前对高砷硫金矿的预处理方法主要有氧化焙烧法、加压氧化法、细菌氧化法、硝酸分解法、真空脱砷法等。其中真空脱砷法处理高砷硫金精矿能保护环境免受污染，同时使As作为对环境无污染产物析出，是一种理想的预处理方法。     

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.     

山东省招远市金翅岭金矿含砷难处理金银精矿工艺获国家技术发明二等奖

据报道，山东省招远市金翅岭金矿研发的“含砷难处理金银精矿的催化氧化酸浸湿法冶金新工艺体系及工业开发”项目荣获国家技术发明二等奖。     

采用就地矿浆氧化法从难处理砷黄铁矿精矿中回收金

含金砷黄铁矿是一种主要的不适于焙烧的难处理金矿物。生物氧化法是一种颇受欢迎的处理方案,但反应速度较慢并需要严格控制给料中砷的含量。在实验室规模一,作为一种可能的处理方法,在膜片槽反应器的酸化盐水中,研究了用氯进行的电化学矿浆氧化法,用含砷黄铁矿（ＦｅＡｓＳＷ）,黄铁矿（ＦｒＳ２）和辉砷我放（ＮｉＡｓＳ）的难处理精矿（可氰化的金含量约７％）,试验表明,金回收率可达９０％以上,反应速度比生物氧化法快得     

电镀软金用硫基无氰金配合物电解质研究进展

电镀金工艺中金氰化物([Au(CN)_2]~-)溶液在过程中会释放出剧毒的游离氰化物离子,严重危害到生产人员和自然环境的健康;此外,它们还会对光刻胶造成一定的破坏。近年来无氰电解质得到了发展。基于对50余篇文献的分析,本文比较了亚硫酸金([Au(SO_3)_2]_3~-)、硫代硫酸金([Au(S_2O_3)_2]_3~-)和二者混合电解液,以及其他硫基体系的组成、操作条件、电沉积机理和优缺点,并展望了基于无氰配体电解液的软金电镀技术的研究趋势和发展方向。     

山东省焦家金矿的金赋存状态

采用显微镜和扫描电子显微镜研究了山东省焦家金矿的金赋存状态。研究发现,该矿石中载金矿物有黄铁矿、黄铜矿、脉石矿物、闪锌矿和方铅矿。在硫化矿中金粒占77.12%,脉石中金粒占22.88%。金的赋存状态有裂隙金、包裹金和晶隙金,裂隙金占60.28%,包裹金占21.63%,晶隙金占18.09%。金矿物的形态主要有球状、三角形、矩形、条状和不规则形状。焦家金矿石中金矿物的粒度范围较大,大的颗粒达到100μm,小的金颗粒只有3-5μm,其中大于0.104mm粒级的金颗粒占1.50%,0.074～0.104mm粒级的金颗粒占5.26%,0.043～0.074mm粒级的金颗粒占23.31%,0.037～0.043mm粒级的金颗粒占3.76%,小于0.037mm的金颗粒占64.29%。焦家金矿石中金矿物有自然金、银金矿、自然银、含铁自然银、金铜矿和螺硫银矿。其中,银金矿是最重要的金矿物,占71.56%。金银矿物平均成色为641.24‰。     

Simultaneous extraction of gold and zinc from refractory carbonaceous gold ore by chlorination roasting process

A novel process based on chlorination roasting was proposed to simultaneously recover gold and zinc from refractory carbonaceous gold ore by using NaCl as chlorination agent. The effects of roasting temperature, roasting time and NaCl content on the volatilization rates of gold and zinc were investigated. The reaction mechanism and the phase transition process were also analyzed by means of SEM, EDS and XRD. The results demonstrated that under the optimal conditions of NaCl content of 10%, roasting temperature of 800 °C, roasting time of 4 h and gas flow rate of 1 L/min, the rates of gold and zinc were 92% and 92.56%, respectively. During low-temperature chlorination roasting stage, a certain content of sulfur was beneficial to the chlorination reactions of gold and zinc; and during high-temperature chlorination roasting stage, the crystal structure of vanadium-bearing mica was destroyed, and the vanadium-containing oxides were beneficial to the chlorinating volatilization of gold and zinc. Eventually, the chlorinated volatiles of gold and zinc could be recovered by alkaline solution.     

水合肼还原-重量法测定氯化浸金液中金含量

采用水合肼还原氯化浸金液(氯金酸溶液)中的金，称量析出海绵金的质量，实现了海绵金的准确测定，考查了反应温度、试液金浓度、水合肼使用量等对于测定结果的影响，并与其它测定方法进行了比对。调整氯化浸金液金浓度约为40 g/L，加入水合肼(用量1.5 mL/g-Au)还原后加热溶液微沸20 min，损失在滤液中的金量可忽略。测定结果的相对标准偏差(RSD)小于0.2%。方法操作简便，可满足生产分析的要求。     

Leaching behavior of butanedionedioxime as gold ligand

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＴｈｅｒｅａｒｅｔｗｏｔｙｐｅｓｏｆｏｒｂｉｔａｌｓｉｎｏｕｔｅｒｅｌｅｃｔｒｏｎｏｒｂｉｔａｌｓｏｆｇｏｌｄａｎｄｉｔｓｌｉｘｉｖｉａｎｔｓ[1,2 ] .ＯｎｅｉｓｃａｌｌｅｄＨＯＥＯ(ｈｉｇｈｅｒｏｃｃｕｐｉｅｄｅｌｅｃｔｒｏｎｉｃｏｒｂｉｔａｌｓ) ,ｓｕｃｈａｓπ ｔｙｐｅＨＯＥＯｏｆｂｏｔｈ 5ｄ2(ｘ2 -ｙ2 ) ａｎｄ 5ｄ2ｚｏｆｇｏｌｄ ,ａｎｄσ ｔｙｐｅＨＯＥＯｏｆσ22 ｐｘｏｆｃｙａｎｉｄｅ;ａｎｄａｎｏｔｈｅｒｃａｌｌｅｄＬＵＥＯ(ｌｏｗｅｒｕｎｏｃｃｕｐｉｅｄｅｌｅｃｔ…     

金矿尾砂微晶玻璃的制备

对以金矿尾砂为主要原料制造微晶玻璃进行了研究,根据微晶玻璃的基础组成,选择MgO-Al2O3-SiO2系统为配方依据,从最低共熔点、晶相组成和晶格匹配确定玻璃主成分并优选晶核剂;利用DTA,XRD,SEM等测试手段,研究组成及晶化工艺对析晶性能和物化行为的影响,结果表明：在金矿尾矿中添加适量的镁、铝质材料和网络结构调整氧化物,可获得主晶相为堇青石和尖晶石及顽火辉石固溶体的性能良好的微晶玻璃。     

钴锑钪合金化足金材料的硬化行为

传统足金的硬度很低,制约了首饰的艺术价值。采用钴、锑、钪对纯金进行微合金化处理,研究了改性足金的显微组织和硬化行为。试验结果表明,改性足金(含金量99.31 mass%)的铸态硬度可达到62 HV,经700℃固溶处理后组织呈现单一固溶体结构,硬度可达到51 HV。固溶态材料经冷变形处理时,形变量为80%时硬度达到121 HV,再经250℃时效处理后出现了弥散分布的沉淀析出相,晶粒组织比传统足金显著细化,硬度达到了138 HV。改性足金的硬化行为是合金元素固溶强化、细晶强化、形变强化和析出强化综合作用的结果。     

H2SO4分解铁-FeCl3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%。     

多硫化物微细粒浸染型金矿回收金试验研究

为回收某含碳高砷高硫微细粒复杂难处金矿中的金,分别开展了全泥氰化浸出、浮选、焙烧、酸浸试验研究。结果表明,采用常规的全泥氰化浸出和浮选工艺,对金的回收效果均不好。采用“焙烧-全泥氰化浸出”工艺,受矿石焙烧后新产生的金属氧化物包裹金的影响,金浸出率仅有72.25%。经研究发现,采用酸溶方法,对焙砂进行加温酸浸预处理,可有效打开其被包裹的金,从而提高对金的回收。采用矿石“焙烧-酸浸-水洗-碱浸-全泥氰化浸出”联合工艺,金浸出率88.52%。     

Review of gold leaching in thiosulfate-based solutions

Numerous non-cyanide leaching lixiviants have been developed, among which thiosulfate is considered the most promising alternative to cyanide due to its non-toxicity, low price, high leaching rate and excellent characteristics in dealing with carbonaceous and copper-bearing gold ores. The traditional copper−ammonia−thiosulfate system has been studied extensively. However, with many years of process development, there are still some problems and challenges with this gold leaching system. A series of studies using nickel-, cobalt- and ferric-based catalyst to substitute copper have been conducted with the purpose of reducing the consumption of thiosulfate. A variety of non-ammonia thiosulfate leaching systems including oxygen−thiosulfate, copper−thiosulfate, copper−EDA−thiosulfate, ferric− EDTA−thiosulfate, and ferric−oxalate−thiosulfate leaching systems have been also developed to eliminate the potential side-effect of ammonia. In this review, the basic theory and process development of some main gold leaching systems based on thiosulfate solutions were systematically summarized to illustrate the research status on thiosulfate leaching process. The potential effects of various additives such as organic ligands containing amino, carboxyl or hydroxy functional groups on gold thiosulfate leaching were described in detail. The potential opportunity and challenge for promoting the industrial development of thiosulfate-based gold leaching systems were also discussed.