含锑难处理金精矿加压氧化法制备焦锑酸钠的工艺研究

锑及其化合物是重要的战略物资,焦锑酸钠被广泛应用于玻璃行业。锑金矿是难处理金矿的一种,直接氰化浸出时金的浸出率极低,需要进行预处理后才能提取金。针对某矿山含锑较低的难处理金精矿的特点,并结合目前难处理金矿的各种预处理方法的优缺点,研究确定了该类难处理金精矿适宜采用先回收锑再回收金的思路,即以含锑难处理金矿为原料,采用硫化钠浸出法优先分离锑,使锑以硫代亚锑酸钠形式进入滤液,然后采用加压氧化新工艺以焦锑酸钠产品的形式回收锑,氧化后的滤液经过净化和浓缩结晶后产出硫代硫酸钠产品,脱除锑后的浸出渣用细菌氧化预处理,最后用氰化法从细菌氧化渣中提取金,从而实现难处理金精矿中锑、硫、金的综合回收。     

某含锑难处理金精矿碱预处理-压力氧化-氰化提金试验研究

对某含锑难处理金精矿采用碱预处理—压力氧化—氰化回收金进行研究。考察了预处理碱浓度、浸出时间和温度对锑脱除率的影响,并考察了矿浆浓度、氧分压、反应温度和反应时间对氧化渣硫氧化率的影响。结果表明,含锑金精矿在细度-0.045mm>80%、NaOH 50g/L、浸出时间3h、浸出温度90℃、液固比4∶1的条件下碱预处理脱锑,锑脱除率95%。碱预处理渣在矿浆浓度40%、氧分压0.7～0.8MPa、反应温度200℃,停留时间30min条件下,平均硫氧化率97.12%。加压氧化渣氰化,渣计金浸出率超过95%。     

某含锑难处理金精矿碱预处理—压力氧化—氰化提金试验

对某含锑难处理金精矿采用碱预处理—压力氧化—氰化回收金进行研究。考察了预处理碱浓度、浸出时间和温度对锑脱除率的影响,并考察了矿浆浓度、氧分压、反应温度和反应时间对氧化渣硫氧化率的影响。结果表明,含锑金精矿在细度-0.045mm80%、NaOH 50g/L、浸出时间3h、浸出温度90℃、液固比4∶1的条件下碱预处理脱锑,锑脱除率95%。碱预处理渣在矿浆浓度40%、氧分压0.7～0.8MPa、反应温度200℃,停留时间30min条件下,平均硫氧化率97.12%。加压氧化渣氰化,渣计金浸出率超过95%。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸 -石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件 ,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后 ,金的氰化浸出率由未预处理时的几乎为零提高到 90 %以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程 ,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明 ,金的浸出率基本上与联合预处理后金的氰化率相同。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸- 石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后, 金的氰化浸出率由未预处理时的几乎为零提高到90%以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明, 金的浸出率基本上与联合预处理后金的氰化率相同。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸-石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后,金的氰化浸出率由未预处理时的几乎为零提高到90%以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明,金的浸出率基本上与联合预处理后金的氰化率相同。     

含砷锑金精矿焙砂预处理与提金工艺研究

云南某低品位难处理金矿含有砷、硫、碳、锑等多种对氰化浸金有害的杂质成分,金矿中金以包裹金为主。两段焙烧后焙砂直接氰化浸出的浸金率较低。本研究针对含砷锑硫金精矿焙砂,对比了酸浸预处理、碱浸预处理、碱性硫化物预处理等方式,结果显示,碱性硫化物预处理效果最好,金浸出率可以达到95.06%。     

抛刀岭难处理金精矿细菌氧化-提金实验研究

抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明：对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸－石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后,金的氰化出率由未预处理时的几乎为零提高到90％以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明,金的浸出率基本上与联合预处理后的氰化率相同。     

反应器结构对生物氧化含砷难处理金矿效率的影响

含砷难处理金矿的细菌氧化预处理法具有投资成本较低、反应易控制及适合中小型金矿等优点,但此法空气利用率较低,造成通气量很大,通气动力成本过高。本研究提出了新型的导流式搅拌槽,通过改善通气和搅拌方式,降低通气成本和动力消耗,提高浸出效率。以含砷难处理金精矿为研究对象,采用嗜酸性氧化亚铁硫杆菌（At.f）对其进行生物预氧化搅拌浸出实验。实验对比研究了采用普通搅拌槽和导流式搅拌槽对含砷金精矿生物浸出过程中矿浆pH值、氧化还原电位（Eh）、总铁和总砷浸出率的差异,并对导流式搅拌槽中浸渣进行XRD和SEM分析。结果发现,反应第二天开始导流式搅拌槽中Eh值迅速升高,且最大值为497 mV,脱砷率达到34.86%,浸渣硫脲法提金率为58%。     

臭氧在金、银等金属浸出方面的应用

综述了臭氧在金、银等金属浸出方面的应用与研究状况,臭氧可用于难浸金矿石的预处理,用于从矿石、精矿、尾矿及废料中强化浸出贵金属.指出臭氧在含碳金矿石、含铜金矿石预处理方面有很好的应用前景.     

铅阳极泥氧化预处理工艺研究

铅阳极泥是粗铅电解精炼的中间产物,含有大量可进一步提取的有价伴生元素,如金、银、铅等元素。本文从生产实际出发,对铅阳极泥湿法预处理工艺进行研究,采用双氧水对铅阳极泥进行氧化预浸处理,并确定了最佳氧化预浸条件。试验表明,在双氧水用量为40 g、溶液盐酸浓度为4.5 mol/、液固比为6∶1、浸出时间为3 h、浸出温度为80℃的条件下,铅阳极泥氧化预浸效果良好,Bi、Sb浸出率均可达到98%以上,As、Cu浸出率达到90%以上,浸出液中Au浓度低于0.1 mg/L,Ag浸出浓度低于30 mg/L,渣率降低至25%以下。本工艺过程简单,成本低,为铅阳极泥处理提供了一条新途径。     

青海某难浸金矿的工艺矿物学研究

青海某金矿石中含金5.2×10^-6,硫1.82%,砷1.01%,锑0.73%,铁4.19%,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50%,属于典型的含砷锑难浸金矿。为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪（XRD）和扫描电镜（SEM-EDS）,并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行了研究。结果表明：该矿石中金的赋存状态主要有3种,即可见自然金（明金）、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金。其中,可见自然金占比较低,仅为42.87%,主要嵌布在辉锑矿、毒砂和石英等矿物颗粒间或裂隙中;硫化矿物包裹金占比为46.83%,主要以显微、次显微金或固溶体的形式赋存于毒砂、辉锑矿和黄铁矿等硫化矿物中;脉石矿物包裹金占比为10.3%,主要以显微、次显微金或微细粒包裹体的形式赋存于石英、长石和方解石等脉石矿物中或矿物颗粒间。由此可知,自然金占比低、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金含量高是造成氰化浸出时金回收率低的主要原因,工艺矿物学研究结果为该金矿的合理开发利用提供了重要参考。     

某含碲难浸金矿石强碱预处理—氰化浸出试验研究

对山东某含碲难浸金矿石进行了强碱预处理-氰化浸出试验研究,考察了磨矿细度、初始NaOH质量浓度、预处理时间及通风量等因素对浸出指标的影响,并进行了生产实践。结果表明:采用强碱预处理-氰化浸出联合工艺,在磨矿细度-0.074 mm占96%、矿浆浓度33%、初始NaOH质量浓度50 g/L、搅拌转速700 r/min、预处理时间16 h等最佳条件下,小型试验及生产实践均可将该含碲难浸金矿石金浸出率由40%左右提高至80%左右。研究结果对提高此类含碲金矿石回收利用价值具有重要借鉴意义。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

浮选金精矿微生物氧化渣提金工艺试验研究

针对某含砷、含硫微细包裹类型难处理金矿石提金工艺进行了研究。该矿石常规氰化金浸出率仅为12.54%。通过对其浮选金精矿进行生物氧化预处理,并对生物氧化渣提金工艺的氰化法、氯化法、硫脲法进行了浸金对比试验。其结果表明,氯化法浸金效果最好,金浸出率可达94.73%,指标优于其他两种工艺。     

难浸含硫金精矿的微生物预氧化机理与工艺研究

通过试验探讨了细菌氧化硫化矿物的机理，研究了用细菌氧化预处理难浸含硫金精矿的条件、方法以及金的浸出率、矿浆浓度、磨矿细度、反应时间等因素及其相互关系。检验了该氧化处理工艺的合理性。通过细菌预氧化、金的浸出率从５３．４％提高到９２％以上。     

金锑共生矿石综合利用试验研究

针对某大型金锑共生矿床的矿石中，辉锑矿嵌布粒度粗大且易泥化和易氧化，金矿物嵌布粒度相对较细等特点，选矿采用阶段磨矿，阶段选别的重选－浮选工艺流程，获得了产率30．45％，金品位22．21g/t，锑品位55．22％的金锑混合精矿，金、锑选矿回收率分别为91．27％、94．20％，所得金锑混合精矿经湿法浸出分离金、锑、锑浸出率达98．56％，进入锑浸液的金仅占4．19％，并分别对锑浸液，浸锑渣综合回收锑，金进行了研究，均获得了较好的试验指标。