某含铜氧化金矿石氨氰法浸金工艺试验研究

针对某含铜金矿石进行了氨氰法浸金及浸出贵液脱铜试验研究。其结果表明:在一定条件下,可获得较好的技术指标,浸渣金品位0.38 g/t,浸出贵液金、铜平均质量浓度分别为2.27 mg/L、61.94 mg/L,渣计金浸出率为89.44%;采用双氧水除铜,铜沉淀率为85.85%,氧化沉淀渣铜品位超过50%,可以铜精矿出售。     

四川某高碱性含铜金矿综合回收钙镁铜金试验研究

针对碳酸盐、砷和铜含量高的“三高”金矿选矿回收难度较大的问题,采用原矿焙烧脱碳除砷—NH₄Cl“闪速”浸钙—（NH₄）₂SO₄浸镁铜—非氰浸剂药剂（swust-1）浸金工艺流程综合回收矿石中有价元素。研究结果表明：当焙烧温度为950 ℃、焙烧时间为2 h、矿浆浓度为30%、-0.074 mm粒级含量为70%、NH₄Cl浓度为3.0 mol/L和浸出时间为10 min时,矿石中Ca²⁺、Mg²⁺和Cu²⁺浸出率分别为82.88%、20.12%和16.75%;在（NH₄）₂SO₄浓度为2.5 mol/L、矿浆浓度为30%和浸出温度为50 ℃的条件下,经过“两段”浸出,Mg²⁺和Cu²⁺浸出效果较好。经过“焙烧—浸钙镁铜”后,金的浸出率也大大提高。通过上述工艺流程处理后,钙、镁、铜和金的总浸出率分别可达96.18%、95.16%、80.51%和78.86%,提高了高碱性含铜金矿中有价元素浸出率和综合经济价值。     

从高硫多金属金精矿中提取金银铜试验研究

采用焙烧—酸浸—氰化工艺从高硫多金属金精矿中提取金、银、铜。其试验结果表明:在最佳条件下,金、银、铜的平均浸出率分别可达到96.56%、79.12%、91.33%。通过对比金精矿、焙砂、氰化渣中金、银的化学物相可知,硅酸盐包裹金、银不易被氰化浸出,而加入复合添加剂焙烧,硅酸盐包裹的金、银品位大幅度下降,由直接焙烧的2.05 g/t、163.35 g/t分别降到0.81 g/t、25.24 g/t。     

某高砷金精矿预处理后焙砂硫代硫酸盐浸出研究

硫代硫酸盐法浸金具有反应速率快,毒性低,适于处理含铜、砷、碳质等难处理金矿石等优点,被认为是最有希望取代氰化提金的非氰浸金技术之一。国内某黄金企业高砷难处理金精矿经过两段焙烧预处理获得的焙砂中含金104 g/t、砷0.74%、硫0.87%,通过单因素条件试验,确定了铜-氨-硫代硫酸盐法提取该焙砂中金的最佳浸出条件：Cu²⁺浓度0.10 mol/L、NH₃·H₂O浓度2.0 mol/L、Na₂S₂O₃浓度0.10 mol/L、溶液pH值11、温度50℃、浸出时间7 h。在此条件下,金浸出率可达75.1%,表明该焙砂应用硫代硫酸盐工艺浸金仍有待进一步优化和强化。     

从高铜金精矿中综合回收有价金属试验研究

研究了以沸腾焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从高铜金精矿中综合回收铜、金等有价元素。试验确定的最佳条件为:1)高铜金精矿沸腾焙烧预处理温度为650℃,焙烧时间为2h;2)焙砂用硫酸浸出铜,硫酸质量浓度为50g/L,浸出时间为2h,浸出温度为80℃,液固体积质量比为4∶1~5∶1,浸出后渣铜品位降至0.286%;3)硫酸浸出渣与静态焙烧渣用氰化钠浸出金,金浸出率为96.5%,银浸出率为63.5%。该工艺对高铜金精矿中Au、Ag、Cu的综合回收率较高。     

从银精矿中浸出金银的工艺优化试验研究

研究了采用直接氰化浸出及浸出渣焙烧—硫酸浸出—氰化浸出工艺从银精矿中回收银。试验结果表明:银精矿先氰化浸出部分裸露的银,再对氰化浸出渣进行焙烧、酸浸及氰化浸出,银总浸出率达85.06%;直接氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度1.5g/L,氰化浸出时间36h;氰化浸出渣的最佳焙烧条件为钠盐(片碱)添加量7kg/t,在马弗炉中焙烧1h,焙烧温度630℃;焙烧渣用硫酸浸出,最佳条件为硫酸质量浓度8g/L,浸出时间1.5h;酸浸渣氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度2g/L,氰化浸出时间36h。     

难选铜钼矿铜钼分离新工艺研究

以某地斑岩型铜钼矿浮选产出的铜钼混合精矿为原料,经650℃焙烧后先用水浸出部分铜,浸铜渣用纯碱浸出钼,钼浸出率达96 05%,浸出液中的钼可用沉淀法回收。铜在浸钼渣中的品位达27 93%,并含有13 8g/t金和144g/t银。     

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%。     

从青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿中综合回收铜金铁

青海德尔尼铁帽矿和高硫半氧化矿较难分选,研究了采用焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从中回收铜、金、铁。结果表明:在m(氧化矿)∶m(高硫半氧化矿)=1∶1、矿石粒度-75μm占81.5%、焙烧温度580℃、焙烧时间2h条件下对混合矿石进行焙烧,然后在液固体积质量比2∶1、体系初始酸质量浓度45g/L、浸出时间1h条件下从焙砂中浸出铜,铜浸出率达88.26%;对酸浸渣,用初始质量浓度2g/L的氰化钠溶液滚瓶浸出24h,金浸出率达85.43%,同时获得铁精矿。该研究为类似复杂氧化矿和半氧化矿的开发利用提供了新思路。     

艾砂磨机在金精矿氰化工艺中的应用实践

某黄金冶炼公司高硫金精矿浸出给矿细度-37μm占93%,氰渣金品位1.30 g/t。为进一步降低氰渣金品位,在前期艾砂磨机半工业试验验证成功基础上,在生产现场安装ALC-3900L型艾砂磨机,对高硫金精矿进行再磨浸出。工业应用结果表明：细度-37μm占比由92.42%提升至98.80%,细度-20μm占比由70.56%提升至89.29%;氰渣金品位从1.30 g/t降低至1.08 g/t,经济效益显著。     

陇南铜金矿石回收铜、金堆浸工艺试验研究

对陇南矽卡岩型铜金矿石提铜、金堆浸工艺进行了试验研究。含铜0.56%、含金1.46g/t矿石,经过试验采用的堆浸工艺流程处理后,铜的浸出率达86.82%,金的浸出率达82.10%,酸耗38kg/t,氰化物耗量0.32kg/t。     

某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究

云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明：通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。     

提高磁黄铁矿型金矿石金铜回收率的工艺研究

本文对安徽省某金矿磁黄铁矿型高硫含铜金矿石提高金铜回收率的工艺进行试验研究，采用了重选－浮选－氰化－浮选的联合工艺流程，取得了满意的结果，新工艺与原工艺相比，氰化钠耗量减少了３ｋｇ／ｔ，浮铜捕收剂节省了７５％，金铜回收率分别提高了５％和１５％，同时综合回收了有价伴生组分硫，经济效益显著提高。     

含铜金矿生物浸出渣铜品位对氰化提金的影响

对紫金山低品位含铜金矿进行生物浸出—介质转换—氰化提金摇瓶试验,考察不同生物浸出周期铜的浸出率以及生物浸出渣中铜的品位对后续氰化提金的影响。结果表明,生物浸出12d,含铜金矿中73%的铜溶出,浸出渣铜品位降至0.096%。生物浸出渣铜品位对氰化浸出有显著影响,随着铜品位的升高,氰化钠耗量、氰化过程铜的浸出率以及贵液铜浓度均升高。为降低铜对氰化提金的影响,生物浸出渣中铜的品位应降至0.1%以下。     

某碱性碳酸盐型含铜金矿氨氰工艺研究

采用氨氰浸出法处理某碳酸盐型难选冶含铜金矿。结果表明,控制给矿粒度-0.074mm占95%、石灰用量4.0kg/t、硫酸铵用量8.0~9.0kg/t、氰化钠总用量0.5~0.7kg/t、滚瓶氰化浸出52~72h,然后在活性炭密度10g/L吸附20~24h,进行12次循环试验,平均金浸出率86.0%,最终载金炭铜金比约2.0,金吸附率近100%,不存在铜、TDS逐渐累计问题。     

加氯化钠焙烧提高含铜金精矿中金、银、铜浸出率的试验研究

提出了一个含铜金精矿加氯化钠焙烧（酸浸铜）－氰化浸出的工艺方法。对其工艺方法的条件和机理进行了研究和探讨。研究结果表明：加氯化钠焙烧可有效地提高金、银、铜的回收率。经不同类型矿样验证，银的浸出率提高30％以上，金和铜的浸出率也有明显提高。     

提高金氰化回收率试验研究与工业实践

针对云南某大型金矿矿石金氰化回收率偏低的原因进行了试验研究,并应用于工业化生产实践。通过提高磨矿细度、球磨加药、建立磨矿闭路循环、调整固液比、延长浸出时间、提前吸附和合理的氰化钠用量等措施,获得了浸出尾渣金品位小于0.16 g/t,金浸出率大于93%,回收率达92%的生产技术指标,经济效益显著。     

河北某矿石中金的氰化及混汞试验研究

为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。