某含砷金精矿提金工艺试验研究

某含砷金精矿含金52.80 g/t、砷6.31%、硫21.50%,是典型的难处理复杂金精矿,采用直接氰化,以及氧化焙烧、两段焙烧预处理后氰化,金回收效果不理想。试验采用三级工艺,即一级还原焙烧、二级酸浸、三级氧化焙烧进行处理,并对试验条件进行了优化。结果表明：在最佳条件下,经还原焙烧—酸浸—氧化焙烧—氰化工艺处理,金浸出率达93.60%,较两段焙烧—氰化工艺提高6.80百分点,实现了资源的高值化利用,为含砷金精矿中金的高效回收提供技术依据。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明：采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。     

高砷高硫金精矿回收有价金属工艺研究

采用两段焙烧—酸浸—再磨—氰化工艺从高砷高硫难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,在550℃弱氧化气氛下焙烧60min,700℃氧化气氛下焙烧60min;焙砂细磨至-0.038mm占70%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.86%,银浸出率达到56.95%。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

难处理金精矿固砷焙烧工艺研究

对含砷金精矿固砷焙烧工艺条件进行了研究。用石灰作固砷剂 ,在 (6 5 0± 2 0 )℃下焙烧 1 80 min,固砷率 >95 % ,硫脲浸金的浸出率≥ 88%     

新疆某高硫高砷金精矿的预处理氰化浸金试验研究

对新疆某高硫高砷金精矿.加入ZOD助浸剂预处理后氰化浸出,金氰化浸出率由未经ZQD预处理的47.5%增加到89.1 %;加入固化剂CaO-Na2CO3二段焙烧(一段450℃,焙烧1h,二段650℃,焙烧2 h)后,再进行助浸预处理氰化,金氰化浸出率可达95.1%,硫固化率达到80.5%.     

高砷金精矿脱砷脱硫小型试验研究

采用管式炉焙浇法对怀化某矿的高砷金精矿进行了脱砷脱硫的小型试验研究，结果表明，在最佳焙烧制度下，脱胂率达９７．８０％，脱硫率９１．４８％，焙砂金浸出率可达９２．９６％。     

提高难浸金精矿两段焙烧工艺金氰化浸出率的研究与实践

结合生产实践,通过对两段焙烧工艺处理高砷高硫金精矿的研究,提出了控制一段焙烧焙砂中硫质量分数在8%以上,强化二段炉内的硫酸化焙烧,保证燃烧室的供风控制及在焙砂酸浸工序后增加碱浸等措施,可有效地提高金氰化浸出率,降低氰化尾渣的金品位。     

高砷硫金精矿提金研究

广西贵港金精矿含15%～22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%～36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%～98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%～99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。     

沸腾焙烧预氧化处理含砷金精矿工艺研究

对沸腾焙烧预氧化处理含砷金精矿的工艺过程进行了研究。考察了焙烧气氛、焙烧预处理剂等因素对焙砂表面形貌、金银浸出率及氰化尾渣中金银残留量的影响。结果表明：含砷难处理金精矿在富氧焙烧气氛下所得焙砂表面出现气孔较为均匀的形貌;对氰原（氰化原料,酸浸渣）与氰化尾渣中金银进行化学物相分析发现,硅酸盐包裹是影响金银氰化浸出的主要因素。富氧焙烧气氛下,采用NaOH︰Na2CO3=1︰2复合添加剂所得氰原中硅酸盐包裹金银占比明显下降,焙烧效果大幅改善,金、银浸出率分别提高7.27与13.6个百分点。     

含砷银铜精矿中有价金属回收技术综述

本文分析了对含砷银铜精矿利用的技术方案,简述了对这一精矿进行的低温焙烧、化学除砷、浸铜以及浸银等实验研究以及取得的技术指标。     

硫精矿有价金属综合回收技术研究与经济评价

玻利维亚某矿区选锡尾矿经浮选产出含银硫精矿,其中含金1.03×10-6、银178.7×10-6、铜0.53%,硫化物包裹金73.45%,硫化银73.63%。为综合回收该硫精矿的有价元素,采用“添加剂焙烧-烟气制酸-酸浸回收铜-氰化回收金、银-尾渣出售”工艺。试验结果表明,当增加添加剂焙烧时,金、银、铜的回收率均大幅提高,其最终浸出率分别为80.07%、90.32%和89.55%。初步经济分析结果表明,该含银硫精矿吨矿生产总价值为1 471.51元,不计原料费用时吨矿生产总成本为1 228.13元。该含银硫精矿的处理工艺实现了二次资源的可持续利用,为企业节能减排提供了一条新途径。     

从硫精矿烧渣中回收黄金的探讨

叙述了用硫精矿焙烧,焙砂氰化提金工艺处理的过程,对回收烧渣中金银的研究有一定的参考价值。     

氯化挥发法从含有价金属硫铁矿精矿中回收金银

对某硫铁矿精矿进行有价金属回收的实验室小型试验及扩大连续试验。在氧化焙烧—润磨造球—氯化挥发的原则流程下,确定了实验室最佳试验条件:氧化脱硫焙烧温度700℃、焙烧时间1.0h、无水氯化钙添加比例7.0%、焙砂再磨细度-0.038mm占70%、氯化焙烧温度1 100℃、焙烧时间1.0h,在该条件下,氧化焙砂的砷脱除率为82.39%,硫脱除率为99.99%,金、银、铜的挥发率分别为96.37%、85.97%和70.61%,球团中铁的品位为61.03%。连续扩大试验结果表明,物料中金、银、铜的挥发率分别达到96.72%、90.91%和52.48%。     

微波辅助浸出含砷金矿中砷的研究

采用微波辐射碱溶液浸出的方法脱除含砷金矿中的砷,通过正交试验研究了氢氧化钠浓度、液固比及微波功率等对砷浸出的影响。结果表明,浸出砷的最优条件为:氢氧化钠浓度10%、液固比4∶1、微波功率385 W、浸出时间60min,砷的浸出率达到68.64%。矿物中的AsS及FeAsS已全部溶解,有部分砷转变为As2O3,铁有FeS2新相形成。     

高铜金精矿沸腾焙烧工业实践

采用沸腾焙烧—酸浸—氰化工艺处理高铜金精矿。工业实践表明,对于铜品位7%~10%的金精粉,全流程铜的回收率达到97%,酸浸渣含铜低于0.3%,氰化金浸出率96.84%,银浸出率75.45%,烟气SO2总转化率平均98.74%,处理后的烟气SO2浓度0.061%。     

甘肃某低品位金矿石综合回收有价矿物的试验研究

为了提高甘肃某金矿选矿回收率,采用浮选+精矿氰化法与全泥氰化法2种工艺方案进行矿石处理,通过对比二者选冶总体回收率,从技术及经济方面综合考虑,最终确定采用先浮选后精矿氰化方法处理金矿石。试验表明,在保证总浮选时间为20 min的前提下,设定生产现场的浮选条件为矿浆浓度33%,磨矿细度-200目占55%以上,丁基黄药100 g/t,丁铵黑药80 g/t。精矿氰化条件应保持在细度-400目占90%以上,氰化物浓度为6.5‰,氰化时间为36 h,浸出矿浆浓度为30%~35%的氰化浸出条件下,可取得氰化总体回收率为95.43%的较好指标。