利用高盐水氧化提取高脉石矿物难处理金矿中金

针对矿区所在地的地表水和地下水盐度高、淡化水生产成本高、影响难处理金矿资源的利用问题,采用矿山含氯高盐水,对高碱性脉石难处理金矿进行次氯酸钠氧化—氰化提金试验,考查了次氯酸钠用量、氧化时间、氰化工艺等对金浸出率的影响。次氯酸钠用量94.5kg/t以上氧化处理2~4h后,金浸出率从直接氰化浸出的26.8%升高至88.1%~97.6%,氰化尾渣金品位降至0.07~0.36g/t。     

低品位金铜混合矿综合利用工业试验

针对紫金山低品位金铜混合矿,采用生物堆浸—介质转换—氰化提金工艺进行千吨级工业试验,考察了生物堆浸过程中铜和铁的浸出行为、酸碱介质转换和氰化提金技术指标,并进行经济效益分析。结果表明,在矿石粒度50mm、堆高5m条件下生物浸出周期80d,氰化浸出30d,渣计铜、金浸出率分别为55.2%、50%;吨矿生产成本72.24元,产值75.11元。     

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。     

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

含铜金精矿的纯氧氰化浸出

含铜金矿普遍存在氰耗高、尾渣金品位高的问题,影响矿山的经济效益。我们通过试验研究,查明了含铜金精矿的纯氧氰化浸出的一般规律,提出了高氰化钠浓度、纯氧或富氧浸出等改进工艺的技术措施,使氰渣中金品位和单位氰耗降低,明显缩短了氰化时间     

某含铜金矿石氰化过程中铜的影响及解决途径

某含铜矿石采用全泥氰化浸出工艺回收金,金浸出率仅为88.21%、铜浸出率高达19%左右。为减少铜矿物溶解对氰化浸出过程的影响,提出了"控制氰根离子浓度减弱铜溶解"的技术思路,并通过分点添加氰化钠的方式来控制氰根离子浓度。工业应用结果表明,在不大范围改变原工艺流程的基础上,铜浸出率可有效降至1.93%,金浸出率提高至93.40%。     

含铜难处理金精矿铜回收试验及工程化应用

采用配料—焙烧—酸浸—氰化工艺从含铜难处理金精矿中综合回收有价金属,铜、金、银的浸出率分别为95.15%、98.18%、65.20%。在实验室研究基础上开发出的金精矿独特配料技术,使得铜浸出率大幅提高,工程化应用后综合经济效益明显提升。     

从含高铜铅氰化金泥中提取金、银、铜、铅全湿法工艺

根据试验结果,提出了一种从含高铜铅氰化金泥中提取Au、Ag、Cu、Pb全湿法工艺.该工艺在硫酸介质中加入一种除铜剂对氰化金泥进行预处理,除铜率达98%;预处理后的含金渣浸金,金浸出率达99.5%以上;用混合还原荆还原出的海绵金,经去杂处理,金的成色达到Au-2标准.     

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。     

难处理含铜氧化金矿抑铜浸金试验研究

提出一种新型的选择性抑铜浸金新工艺处理含铜氧化金矿,该工艺加入抑浸剂(MZY)后进行氰化浸出,可达到抑铜浸金的效果,并对工艺参数进行优化。结果表明,当石灰、MZY和氰化钠用量分别为18、0.5和1.2kg/t时,金、铜浸出率分别为83%～84%和4%～5%,新工艺的金浸出率高、铜抑制效果好、操作简单。     

黄金冶炼氰渣火法处理研究现状及展望

焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。     

利用碳抑制剂降低含碳氰渣中金品位的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,有用元素为Au、Ag、Cu和Zn等,但同时含有一定量的有害元素C,并且随着井下开采深度的增加,矿石和精矿中的含碳量也逐渐增加。由于碳的劫金特性,金精矿中含碳量增多,导致浸出和洗涤效果差,氰渣品位偏高,氰化回收率较低。为了减少碳对氰化指标的影响,提高金的回收率,从2011年初开始,在实验室进行了“在浸出过程中添加碳抑制剂”的小型试验,在对大量的试验结果综合分析后认为,在浸出过程中添加碳酸钠能够抑制碳的劫金性能,有利于提高金的回收率。从2011年6月开始进行工业试验,在氰化生产中添加碳酸钠,通过对比2011年6-12月的生产指标与2010年同期指标可以看出,氰渣品位同比降低了0.26 g/t,每年为公司增加经济效益155万元。     

从文峪金矿含铜低金硫精矿中提取金铜的工艺研究

通过分析影响含铜金硫精矿常规氰化提金的因素,提出用浮选方法把含铜金矿精矿分成金铜精矿和金硫精矿,金铜精矿用加压氧化酸法提铜,提铜渣和金硫精矿分别用常规氰化法提金,该工艺消除了铜对氰化过程的影响,取得了满意的技术经济指标。     

高铜金精矿提取金铜研究

本文研究了从高铜金精矿提取铜和和金的工艺方法，高铜金精矿经浮选分离含金铜精矿和含金硫铁矿，采用类似密闭鼓风炉熔炼的工艺处理含金铜精矿，铜和金的回收率均可达92～96%，冰铜品位可达20%左右，采用预处理-氰化工艺处理含金硫铁矿，金的氰化率可达79%，研究表明采用选、冶联合工艺提取高铜金精矿中的铜和金是可行的。     

优化氰化提金工艺研究与实践

优化氰化提金工艺的研究表明,采用预氧化处理、阶段磨浸提金工艺,可有效地降低氰化尾渣金品位,提高氰化回收率,减轻伴生矿物在氰化过程中的干扰行为,防止金表面纯化和污染,减少氰化钠的消耗,可取得显著的经济效益。     

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。     

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。     

氰化—铁盐氧化法从炭质银精矿中提取金银试验研究

针对含金 17.3g/t、银 4 4 0 0g/t的炭质银精矿 ,提出了氰化浸金—强化提银两段浸出新工艺 ,并对其浸出过程进行了研究。研究结果表明采用先金后银工艺 ,避免了在氰化浸出过程中炭质物对提金过程的影响。在氰化浸出段 ,金、银的浸出率分别大于92 %和 70 % ;而残存在氰化渣中的部分难浸银可在后续的强氧化浸出段予以回收 ,使银的总浸出率可大于 95%