Solomon某金矿浸出工艺探索研究

本文对Solomon某金矿进行可行性工艺探索性研究,结果表明,混合原矿,矿石粒度为20 mm,柱浸浸出60 d,渣液合计浸出率为73.19%;浮选金精矿,超细磨粒度为P80=13 μm,金浸出率为68.90%,焙烧预氧化-细磨-氰化,可使金的浸出率提高到91.50%;加压预氧化-氰化后金的浸出率可以达到97.02%。     

难浸金精矿细菌预氧化过程中降低酸耗的研究

对含碱性脉石矿物大于30%的陕西煎茶岭浮选精矿,采用菌液返回;配入黄铁矿含量相对较高的硫化物金精矿;提高氧化亚铁硫杆菌硫氧化酶活性等手段,可不同程度地降低细菌预氧化过程中的耗酸量,其中配矿浸出是最为有效的措施。按1∶1的比例配入所选定的硫化物金精矿,可将耗酸量从未配矿前的253kg/t降为46kg/t,扩大了细菌预氧化工艺处理硫化物金矿的矿石类型,具有实际应用价值。     

某难处理金矿生物预氧化研究

某金矿黄铁矿含量5.31%、氧化率6.02%,直接氰化金浸出率仅27.78%,属典型的低品位硫化物包裹型难处理金矿。为评估生物堆浸预氧化工艺对该矿石的工业化应用前景,开展了直接氰化浸出试验、生物搅拌预氧化试验和生物柱浸试验,考察了黄铁矿氧化率和金浸出率的关系以及温度对黄铁矿氧化率和金浸出率的影响。生物柱浸试验获得良好指标：原生矿破碎至P₈₀=5.5mm,在室温条件下(8-30℃)预氧化221天后,黄铁矿氧化率62.7%,金的浸出率为52.3%,氰化渣金品位为0.47g/t,较直接氰化浸出(金浸出率27.78%)金浸出率提高34.92个百分点。     

低温低氧势焙烧预处理难浸金矿

在低温低氧势下焙烧难浸金精矿,利用金包裹体的内部缺陷,沿晶粒边界诱发粒间裂纹和裂隙的生成、扩展和破裂,以及沿晶间和相界的氧化,在较低的硫氧化率下形成浸出剂与金接触的通道。试验结果表明;硫的焙烧氧化率9.85%-10.9%,烟气SO2含量为0.285%;金的氰化浸出率从直接氰化的62.3%提高到97.5%-98.5%,NaOH加入量9.9kg/t,NaCn耗量2.7kg/t。对于某些难处理金矿,低温低氧势焙烧是有效的预处理方法。     

某高硫砷难浸金精矿的细菌氧化预处理

为提取广西某高硫砷难浸金精矿中的金,利用氧化亚铁硫杆菌,通过鼓泡搅拌槽浸试验对该金精矿进行细菌氧化预处理,浸出铁和砷,分解黄铁矿和砷黄铁矿,使金得以暴露以便氰化浸出.研究了pH、细菌接种量、矿浆浓度、通气量以及矿石粒度等因素对细菌氧化预处理过程的影响,结果表明:细菌氧化预处理该高硫砷难浸金精矿的适宜条件为pH=2.0、接种量10%(体积分数)、矿浆质量浓度100 kg/m3、通气量0.1 L/(L·min),在此条件下,细菌作用10 d后,Fe和As的浸出率分别可达到50%和90%以上;矿石的粒度越小越有利于细菌预处理;细菌预处理过程中砷酸铁沉淀的生成对铁和砷的浸出均不利,有待采取措施.     

含砷锑金精矿的生物预氧化-氰化浸金研究

采用嗜酸性氧化亚铁硫杆菌对含砷锑金精矿的生物预氧化-氰化浸金进行了研究。预氧化结果表明最佳生物氧化工艺参数为: 初始pH值范围为1.8～2.0, 矿石粒径-0.074 mm, 氧化温度为25～30 ℃, 摇床转速为140 r/min, 细菌接种量为20%, 液固比100∶2, 矿浆浓度1%～2%, 氧化时间12 d。浸出结果表明, 含砷、锑分别为10.37%和36.81%的金精矿如不经生物预氧化处理, 金浸出率仅41%左右;而经过12 d的生物氧化预处理, 金浸出率可达76.55%左右, 提高了35.62个百分点。生物预氧化可以脱除金精矿中的砷, 金的浸出率与砷的氧化率成正相关关系。研究结果能为生物预氧化含砷难处理金矿氰化浸金提供理论和技术指导。     

红土镍矿堆浸搅拌浸出结合工艺中试研究

对红土镍矿堆浸搅拌浸出工艺进行了中试研究, 红土镍矿经洗矿分级后, +0.25 mm粗粒级矿石进行堆浸, -0.25 mm细粒级矿石常压搅拌浸出。结果表明 在堆高4 m, 酸耗700 kg/t, 浸出时间142 d的柱浸条件下, Ni累计浸出率约80%;在酸耗850 kg/t, 浸出时间3.5 h, 浸出温度90～95 ℃, 矿浆浓度26%的搅拌浸出条件下, Ni浸出率可以达到85%以上。     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

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。     

陕西某难浸金精矿细菌预氧化提金工艺研究

通过对陕西省某金矿产出难浸金精矿工艺矿物特性的研究,说明了该金精矿为低砷低硫微细粒包裹型难浸金精矿.金精矿中金的直接氰化浸出率为35.3%.经过5d细菌预氧化后,金的浸出率达到92.5%.该金精矿适合采用生物预氧化技术提金.     

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。     

乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。     

某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...     

金矿氰化浸出助浸剂的研究

介绍了柠檬酸作氰化浸出助浸剂,分别对罗山金矿浮选精矿、鹿尔坝金矿焙砂、鹰嘴山北金矿进行助浸试验的结果。研究结果表明,柠檬酸作为助浸剂可改善氰化浸出环境,提高浸出速度,缩短氰化浸出时间,降低氰化物用量。     

国外某低品位贫硫型金矿选冶试验研究与工业应用

国外某低品位贫硫金矿石含金1.24 g/t,在对矿石性质进行详细研究的基础上,开展了全泥碳浸、浮选+氰化联合工艺、粗粒堆浸+细粒碳浸三个工艺方案的试验并进行了经济技术指标的对比,最终推荐采用全泥碳浸方案。针对该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下,采用全泥碳浸方案,氰化浸出48 h,金浸出率达到86.41%,浸渣金品位为0.17 g/t,吨矿氰化钠耗量为0.15 kg,实现了该低品位金矿的高效回收,并进行了工业化应用,生产指标与小试指标高度吻合。试验结果可作为该低品位贫硫金矿10 000 t/d选冶厂的设计依据。推荐的工艺方案流程及药剂制度简单,数据重现性好,处理成本低且生产经济技术指标稳定,对相同或类似性质的低品位金矿石的开发利用具有一定的借鉴和参考作用。     

贵州水银洞低品位卡林型金矿矿石选矿试验

对贵州水银洞低品位卡林型金矿进行选矿试验研究,在对氰化法和浮选法进行比较的基础上,采用浮选方法,取得了满意的试验效果:金的回收率为91.64%,浮选金精矿品位为42.6g/t,然后对金精矿进行预氧化-氰化试验,金的氰化浸出回收率提高到88.76%,金矿石选冶总回收率达到了81.34%。     

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。