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。     

含铜砷金精矿二段焙烧—酸浸—氰化工艺研究

对菲律宾某含铜含砷难处理金精矿进行了两段焙烧—酸浸—氰化工艺研究.结果表明,在一段焙烧温度600～630C、二段焙烧温度630～660C下两段焙烧,脱砷率和脱硫率分别达88％和89％以上.酸浸提铜、氰化浸金在优化工艺条件下,金、铜浸出率分别达88.5％和80％以上.     

某高砷难处理金精矿回收有价元素试验

采用两段焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从某高砷难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,一段焙烧温度550℃,二段焙烧温度630℃,酸浸时间90min,控制终点pH 1.0时,铜浸出率达到82.44%;酸浸渣细磨至-0.039mm占88.9%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.98%。     

提高含砷金精矿二段焙烧-氰化工艺金浸出率的试验研究

在试验研究基础上,提出了一种提高含砷金精矿二段焙烧-氰化浸出工艺金浸出率方法.试验结果表明,含砷金精矿经一段焙烧(450～500℃)除砷后,加入一定量的添加剂SR,再进行二段焙烧(630～650℃),然后经稀硫酸除铜后进行氰化浸出,可使金的氰化浸出率提高4.65%.该方法可获得较好的经济效益和社会效益.     

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。     

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。     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件。结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57%,酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%,氰化浸出金浸出率89.61%、银浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10 g/t、银品位20.53 g/t、铁品位65.58%,试验指标较好;酸浸液可进一步回收有价元素。     

高铜金精矿提取金铜工艺研究

采用硫酸化焙烧——二段酸浸——氰化工艺处理高铜金精矿。结果表明,在600℃硫酸化焙烧,焙砂在一段弱酸、二段强酸,温度80℃,浸出90 min的条件下,铜浸出率为98.22%;再对酸浸渣进行氰化浸出,金浸出率高达99.14%。     

提高某含砷锑金精矿氰化回收率试验研究

针对某含砷锑金精矿砷、锑含量高难处理,直接氰化金浸出率低等问题,进行了提高金氰化回收率试验研究。结果表明:采用碱浸预处理—两段焙烧—焙砂再磨—氰化浸出工艺,在最佳试验条件下,获得金浸出率90.23%的较好指标,较直接氰化金浸出率提高57.46百分点,较金精矿直接两段焙烧后再磨氰化提高5.26百分点。     

某含砷难处理金精矿预处理工艺研究

对某含砷金精矿进行了氧化浸出及一段还原焙烧除砷试验研究。通过正交试验考察了各种因素对氧化浸出过程中砷浸出率的影响,确定的最佳浸出条件为:浸出剂添加量为原矿质量的23%,硫酸1 mol/L,液固质量比3:1,浸出温度60℃,浸出时间1.0h,该条件下除砷率达25%。浸出后的含砷矿再进行焙烧,渣含金4.1 g/t,较常规焙烧一酸浸一氰化工艺渣含金下降了4.5 g/t。     

提高含砷铜金精矿焙烧-氰化工艺金、银、铜回收率的试验研究

提出了一种提高含砷铜金精矿焙烧-氰化工艺金、银、铜回收率的新方法。该方法是将金精矿加入硫化钠后进行焙烧预处理,可有效地提高金、银、铜的回收率。试验结果表明,金、银、铜的浸出率分别提高8．22％,57．43％,7．82％,且不影响制酸和电解铜工艺。     

从高酸浸出钴渣中回收金、银的试验研究

针对某钴冶炼厂砷钴精矿高酸浸出渣含钴、金、银高的特点,进行了提取金、银并综合回收钴的试验研究.研究结果表明,金的浸出率可以达到98.31%,银的浸出可以达到94.6%;钴经过回收可制得各种钴产品.实现了钴渣综合回收的目的.     

提高金、银、铜回收率的焙烧-氰化试验研究

提出了一个在金精矿焙烧－氰化工艺中提高金、银、铜浸出率的焙烧方法。该法基于在金精矿中加入一定量的碳酸钠进行焙烧，可有效地提高金、银、铜的浸出率。经含硐、砷不同类型金精矿验证，银的回收率可提高30％以上，金、铜的回收率也有所提高。新焙烧方法具有不增加设备、成本低、简单易行等特点。     

用高砷铜精矿制取硫酸铜与金银回收的研究

介绍了高砷铜精矿为原料，进行制取硫酸铜并回收其中金银的研究。试验采用正交的方法得出最佳的焙烧和酸浸条件，确立处理该种精矿的工艺流程。通过该工艺的操作，不仅能制得合格的硫酸酸和氧化铜，并且能回收其中所含的金、银、回收率分别为９６．１％和８３．２％。     

Alkaline leaching pretreatment and cyanidation of arsenical gold ore from the Carlin-type Zarshuran deposit

Carlin-type refractory gold deposits are complex bodies which only occur in certain regions such as the western United States, southwest China, and northwest Iran. It is important to investigate the most suitable treatment option for each deposit from the point of the mineralogical composition. The present study investigates the effect of atmospheric NaOH alkaline pretreatment on the cyanidation gold recovery of the arsenical Carlin-type gold ore from the Zarshuran deposit, Iran (4.2?g?t^?1 Au feed grade). The results are explained based on the mineralogical considerations and with the aid of thermodynamic and kinetic investigations of the leaching behaviour of the main gold-bearing phases including orpiment, pyrite, and sphalerite. It was found that the high arsenic content of Zarshuran (3.7%) has some implications on the pretreatment and cyanidation processes. Solution potential and pH decreased significantly by the oxidation of arsenic sulphides which resulted in the decreasing oxidation extent of the other sulphides, specifically sphalerite. It was also found that pretreatment only in highly alkaline media (pH?>?13) can be effective in gold recovery. Gold and silver extractions during subsequent cyanidation were improved from 69.4 to 80.7% for gold and 44.4 to 88.9% for silver, where the extraction yields of arsenic, iron, and zinc were 93.7, 75.9, and 26.9%, respectively.     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

通过试验提出一种从焙烧氰化尾渣中回收金、银的工艺方法。该工艺是将氰化尾渣加添加剂再磨至-400目含量大于95%,以除去矿样中的砷,并使氰化尾渣中脉石包裹的金、银暴露;然后用30%除杂剂加热浸取杂质,并除去金矿物表面的钝化膜。处理后的矿样采用氰化法进行浸取金、银。试验结果表明,该工艺可使焙砂氰化尾渣中金、银的氰化浸出率分别达到65.00%和41.49%。     

共沉淀富集分离矿石中微量金、铂、钯

研究了硒、铜、银、砷作为共沉淀剂。富集分离地质样品中金、铂、钯的最佳条件。在3mol/L HCl介质中，以4mg硒和5mg铜、银、砷对金、铂、钯进行共沉淀富集，采用孔雀绿分光光度法测定金．DDO分光光度法测定铂、钯，回收率均在95％-102％之间。通过对含金矿样加入铂、钯标准样品的回收实验，结果令人满意。     

某难处理金矿石工艺矿物学研究

为探索某金矿石特性,采用BPMA自动测试系统、显微镜、化学分析等技术手段,对其开展了详细的工艺矿物学研究,查明矿石矿物组成、主要矿物嵌布特征等,并分析了影响金、银回收的矿物学因素。结果表明:该矿石为高硫、高砷、高钙难处理金矿石,金品位为6.62 g/t、银品位为58.90 g/t;金属矿物主要有黄铁矿、毒砂,多呈粗—中粒嵌布,少部分呈细粒嵌布;脉石矿物主要有方解石、白云石;金主要为硫化物包裹金,占88.50%,自然金和少量银金矿粒度较细,对金的回收有一定影响;银的独立矿物粒度一般小于0.020 mm,是影响银回收的主要原因。工艺矿物学研究结果为该矿石资源的开发利用提供了参考依据。