贵州某难浸金矿原矿焙烧-氰化提金工艺试验研究

针对贵州某难浸金矿的矿石性质,确定采用原矿焙烧—氰化提金工艺。结果表明,金浸出率可由直接氰化的25%提高到90%,为该类难浸金矿提金提供了一条有效的途径。     

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%。     

含砷炭复杂难处理铜金精矿焙烧工艺研究

针对菲律宾某含砷炭复杂铜金精矿开展了两段焙烧、一段焙烧、加添加剂焙烧及降铜降砷的配矿焙烧-酸浸-氰化工艺试验研究。结果表明,该矿以单一矿样采用焙烧-酸浸-氰化工艺难以取得较好的指标,通过合理的配矿,降低精矿中的铜、砷、硫等杂质含量,可以提高金、银、铜的浸出率并分别达到97.6%、76.2%、95.3%以上。     

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.     

国内外固化焙烧难浸金矿工艺的现状及在我国应用的前景

本文评述了难浸金矿的处理工艺。结合我们近年来的工作，对固化焙烧新工艺进行了详细分析，考虑到我国国情，得出固化焙烧工艺是目前处理我国难浸金矿的有效途径。     

某难处理金精矿焙烧预处理提取金和铜

研究某难处理金精矿焙烧预处理和提取金和铜的过程.结果表明,在600℃下两段焙烧,在温度80℃,pH=1.0的条件下浸出90 min,铜的浸出率可达79.62％,酸浸渣两段氰化,金的浸出率达91.86％.     

某金精矿焙烧氧化-氰化尾矿工艺矿物学研究

为了查找某难处理金精矿焙烧氧化-氰化浸出工艺存在的问题,提高金的回收率,开展了尾矿工艺矿物学研究,查明了尾矿的矿石成分、矿物相对含量、硫化矿物的特征、金的赋存状态及其粒度特征。分析了工艺存在的问题,提出了工艺优化的技术措施和有价元素的综合利用研究思路。该尾矿金品位为3.98 g/t,金的嵌布粒度小于10 μm,包裹金占73.40%,连生体金占26.60%,提高焙砂的磨矿细度和延长浸出时间,有利于提高金的浸出率。     

难浸金精矿常压碱法预氧化—氰化工艺试验

<正>1 引言 据报道,世界上难浸金矿的金储量占黄金总量的60％。难浸金矿难浸的原因是金多呈微细粒赋存在黄铁矿、含砷黄铁矿或硅酸盐中,或有干扰氰化的杂质(碳、砷、锑等)的存在。为了回收硫化物中的难浸金,必须在浸出前采取合适的方法对矿石进行预先氧化处理。     

某含砷金精矿的焙烧氰化浸出工艺研究

采用化学物相分析法定量地研究了含砷金精矿及其焙砂中金的化学物相及其含量的变化，并对该精矿的焙烧及其氰化浸出过程进行了研究。介绍了焙烧温度和停留时间对该矿精的脱砷率和脱硫率以及浸出时间、氰化钠浓度、氧化钙浓度、液固比等对焙涛中氰化浸金率的影响。在最佳浸出条件下，其氰化浸金率可达到82％以上。     

高砷难处理金精矿焙烧-氰化浸出工艺研究

对甘肃某高砷高硫难处理金精矿进行了氧化焙烧预处理—氰化浸出试验研究,取得了砷、硫脱除率分别达92.63%、99.81%,金的浸出率达85.23%的较好技术指标,可为有效利用高砷微细浸染型金矿资源提供参考。     

吉林某含铜金矿硫代硫酸盐浸金试验研究

摘要：吉林某含铜金矿含铜11%～13%,含金30～50g/t,由于金部分被黄铜矿等硫化物包裹,直接氰化浸出,金的浸出率只有48.9%。针对矿石性质,进行了硫代硫酸盐-氨水体系的浸金试验研究,重点考察了浸出时间、浸出液固比、硫代硫酸盐浓度和氨水浓度等因素对金浸出的影响。结果表明,在综合条件下浸出24h,金浸出率可达92%。为非氰浸金提供了一种新的思路和工艺,对类似的含铜金矿中金的回收有重要借鉴意义。后续还要加强对浸出液中金的回收研究。     

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650 ℃下焙烧1 h, 焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%, 在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h, 金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。     

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。     

某锑金矿综合回收锑、金的试验研究

采用酸法浸锑-浸锑渣焙烧脱硫-氰化浸金工艺从某锑金精矿中分离提取锑、金。酸法浸锑最佳工艺条件为: 温度为95 ℃、[H⁺]=4 mol/L、液固比为4∶1、FeCl₃过量系数为1.1、浸出时间为0.5 h, 在此条件下, 锑浸出率为99.05%, 进入浸锑液的金仅为0.99%, 实现了锑、金良好的选择性浸出。对浸锑渣直接氰化浸金, 浸金率仅为71.93%。为了提高浸金率, 在分析酸性浸锑渣的矿物组成的基础上, 对浸锑渣进行氧化焙烧, 结果表明: 碚砂中硫品位仅为0.18%, 硫脱除率达到了99.81%, 渣中的单质硫及硫化物显著减少, 主要以赤铁矿和脉石矿物为主。最终金浸出率达到95.92%, 比浸锑渣直接氰化浸金提高了约24个百分点。     

从含铜金精矿热压酸浸渣中回收元素硫的工艺研究

详细介绍了从热压酸浸渣中回收元素硫的主要方法及原理,并讨论各种方法的优缺点。试验表明,在所选择的条件下,溶剂溶解法能有效地从热压酸浸渣中回收硫。采用溶剂溶解法回收硫,不仅硫回收率高,贵金属不流失,而且可降低后续氰化浸出的NaCN的耗量,贵金属回收率高,具有较广阔的发展前景。     

某金精矿中铅综合回收流程对比试验研究

为了有效回收某金精矿中的铅,针对金品位45.60 g/t、铅3.01%的浮选金精矿,进行了选矿流程方案技术经济对比。试验结果表明：最终采用铅硫分离—铅、硫精矿分别再磨浸出工艺替代原有金精矿再磨浸出工艺,不仅可以综合回收伴生的方铅矿,而且可提高金银回收率,获得指标为：铅精矿铅品位56.73%、回收率79.83%,金总回收率为94.55%,银总回收率为91.67%,分别高出现场生产工艺3.85、9.42个百分点。该工艺解决了从原矿直接进行金、铅分离成本高、从浸渣中回收泥化方铅矿难的问题,分别再磨浸出避免了部分金进入铅精矿中导致金收益低的问题,有效提高了该类伴生资源综合利用水平。     

某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究

某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究

对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。