A new extraction process of carbonaceous refractory gold concentrate

A new hydrometallurgical process for a carbonaceous refractory gold concentrate at ambient temperature and pressure was presented, including grinding-leaching, intensified alkaline leaching（IAL）, thiosulfate leaching and cementation by zinc powder. The experimental results show that the grinding-leaching and intensified alkaline leaching process result in the selective oxidation of arsenopyrite and pyrite. The oxidation ratio of As is 96.6%, and 46.7 % for S. The total consumption of NaOH in alkaline leaching is only 28 % of that theoretically calculated under the conditions of full oxidization for the same amount of arsenopyrite and pyrite transforming into arsenates and sulfates, and 83.6% of gold is synchro-dissoluted by thiosulfate self-generated during pretreatment. Since the carbonaceous matter in concentrate possesses a strong capability of preg robbing, the cyanidation process is not suitable for the extraction of gold after pretreatment. However, the gold leaching rate by thiosulfate leaching for 24 h is increased to 91.7% from 0 - 3.2% by ultra-fine grinding without the pretreatment. The recovery of gold by zinc cementation gets to 99.6%. Due to the thiosulfate self-generated during alkaline leaching, the reagent addition in thiosulfate leaching afterwards is lower than the normal one.     

某含砷金矿石提高回收率研究

采用塔式磨浸机细磨和碱浸预处理工艺,在磨矿细度-400目粒级质量分数为95％,40％的矿浆浓度和8．5℃的环境温度下,使用NaOH和CaO对砷质量分数为2％的金矿石碱浸预处理16h,金的氰化浸出率从细磨碱浸前的75．6％提高到93．3％。细磨和碱浸预处理成本大约126元／t。采用该技术对50t／d规模的某黄金冶炼厂进行改造,每年可以多回收黄金43．5kg,3个半月收回细磨和预处理系统的设备投资。     

某低品位铜钼矿石选矿试验

某铜钼矿石中钼和铜含量较低,分别为0.081%和0.19%,且铜矿物嵌布粒度较细并与钼矿物密切共生,给两者分离带来一定困难。采用钼铜混合浮选-混合精矿精选1次后再磨再精选-铜钼分离流程对该矿石进行选矿试验,混合浮选时以石灰和水玻璃为调整剂、煤油和丁铵黑药为捕收剂,铜钼分离时以石灰、水玻璃和SK为调整剂、煤油为捕收剂,在1段和2段磨矿细度分别为-0.074 mm占70%和-0.045 mm占95%条件下,获得了钼品位为45.30%、钼回收率为84.16%的钼精矿和铜品位为14.28%、铜回收率为89.59%的铜精矿,为该矿石的开发提供了技术依据。     

难浸金精矿低温成型焙烧-氰化浸出新工艺试验研究

通过热应力和热力学破坏,利用包裹金矿粒内部缺陷,诱发裂纹裂隙生成,或利用沿晶间和相界的腐蚀氧化而产生浸出剂作用通道,在低温低氧势和低硫氧化率下,达到获得高的金氰化浸出率的预处理目的。     

微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收

提供了一种微细粒浸染包裹含砷金矿石的选冶联合工艺,包括浮选、碱性常温常压强化碱浸预氧化和氰化。先对含砷金矿石进行浮选,获得含金63.80 g/t、产率5.51%、金回收率92.08%的浮选金精矿,然后对金精矿进行超细磨和碱性常温常压强化碱浸预氧化,氧化渣金的浸出率88.56%,金的选冶总回收率81.55%。     

提高某镍业公司选厂镍精矿品位的研究

为解决某镍业公司选厂精矿镍品位较低的问题，在充分研究矿石性质和现场所存在问题的基础上，采用新的浮选流程和药剂制度进行小型试验，通过提高磨矿细度、以选择性好的C-125取代25号黑药与丁基黄药进行组合、用硫酸铵活化镍矿物、将精选中矿集中返回磨矿作业以使矿物充分单体解离等有效手段，在保持镍回收率的前提下，使精矿镍品位得到较大提高。根据小型试验结果进行工业试验，精矿镍品位由现场生产指标最好年度的6.60％提高到7.42％，镍回收率也由87．68％提高到88．87％。精矿镍品位的提高，可增加冶炼处理量，显著提高企业的经济效益。     

含金硫酸烧渣边磨边浸非氰浸金试验研究

采用塔式磨浸机对金品位3. 55 g/t,含砷0. 19%,含硫0. 80%的含金硫酸烧渣进行碱式预处理、非氰边磨边浸和搅拌浸出试验研究。结果表明:边磨边浸—搅拌浸出工艺适宜处理该含金硫酸烧渣,在最佳条件下,采用非氰浸金剂JJC,可获得良好指标,金浸出率由常规浸出的74. 4%提高到90. 4%;超细磨边磨边浸可显著提高金的浸出效果。该研究结果可为其他含金烧渣和含金矿石中金的有效回收提供借鉴。     

某金矿石浸渣浮选精矿预氧化及氰化提金研究

某金矿石氰化尾渣浮选精矿难浸,在<37μm占99.5%的磨矿细度下氰化浸出24h,金的浸出率仅有3.95%。采用常温常压碱性强化预氧化工艺处理后,金的浸出回收率提高到85.85%,炭吸附率99.62%。     

长石对氰化浸金的影响研究

采用电化学试验及表面分析手段研究了不同粒级长石对氰化浸金的影响。结果表明,长石减弱了金表面钝化膜的生成,加快金的溶解速率,且粒级越细,促进作用越明显;长石粒级越细对溶液中金的吸附率越大,降低了金的回收率;部分金的氰化络合物紧密吸附于长石表面,产生了"劫金"现象。研究结果可为提高同类金矿中金的浸出速率及浸出率提供理论依据。