微细浸染型金矿超声波强化预处理实验研究

针对微细浸染型金矿的矿石性质，采用超声波强化两段预处理-非氰浸出工艺进行研究，考察氧化剂用量、预处理时间、浸出时间、超声波功率、超声波时间对金浸出率的影响。结果表明，在超声波功率为120 W、时间为150 min，强氧化剂TY-1用量为6 kg/t、催化剂TY-2用量为2 kg/t、氧化时间为4 h、氢氧化钠用量为20 kg/t、碱预处理时间为10 h、非氰浸出剂TY-3用量为10 kg/t、浸出时间2 h的条件下，可获得86.43%的金浸出率。     

缅甸某高硫高砷金矿碱浸预处理工艺研究

针对缅甸某高硫高砷金矿中毒砂和黄铁矿包裹金浸出率低的问题,采用碱浸预处理工艺处理该矿石。确定了磨矿时间、固液比等工艺条件,重点考察预处理过程中的pH、催化剂ZNT用量、时间、氧化剂用量等因素对金浸出率的影响。结果表明,用NaOH调节pH=13,磨矿细度?38 μm含量占90%,再添加10 kg/t催化剂ZNT,40 kg/t氧化剂H2O2,在固液比1:6的条件下预处理12 h,能有效去除包裹金的硫和砷。预处理后的矿样在浸金药剂(1^#金虎提金剂) 20 kg/t、矿浆pH=13的条件下浸出24 h,金浸出率提高了近30个百分点。     

氰化尾渣还原焙烧酸浸提铁及氰化浸金新工艺

以氰化尾渣为原料,采用还原焙烧酸浸工艺对其进行处理。当还原温度为850℃、加入煤粉质量为氰化尾渣质量的13%、还原时间为100 min时,对氰化尾渣进行还原,氰化尾渣中Fe2O3转化为Fe3O4或FeO。还原后采用硫酸浸出,当硫酸浓度为50%、硫酸用量系数为1.2、反应温度为105℃、反应时间为3 h时,铁的浸出率达到93.66%。还原焙烧渣在600℃氧化焙烧2 h经过脱碳后氰化浸金,当氰化钠用量为4 kg/t、反应时间为28 h、液固比为2:1时,金的浸出率达到92.4%。经过还原焙烧、硫酸浸出、氧化焙烧及氰化浸金,氰化尾渣渣量减少了38.8%。     

难浸砷金精矿的碱性常温常压预氧化

本文提供了1种难浸金精矿的湿法预氧化新工艺,它包括细磨、强化碱浸预氧化、氰化和炭吸附。在螺旋搅拌式塔式磨浸机中,先将目的难浸金精矿细磨至98%<37μm,然后在40%的矿浆质量浓度、11℃的环境温度和0.1MPa的环境压力下强化碱浸24h,NaOH的消耗量为88kg/t矿,仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成砷酸盐和硫酸盐所需理论碱耗量的30%。预氧化完成后经36h的氰化浸出和炭吸附,金的浸出率从预氧化前的24.6%提高到95.4%,金的吸附率99.2%,NaCN的消耗4kg/t矿。整个提金工艺的成本约300元/t矿。     

难浸氰化尾渣浮选精矿的常温常压碱浸预处理

某氰化尾渣浮选精矿采用超细磨-氰化方法处理,在＜37μm占99.5%的磨矿细度下浸出24h,金的浸出率仅有1.80 %,极难浸出.采用常温常压碱浸强化预氧化工艺处理后,在NaCN用量6kg/t、氰化时间24h的条件下,金的浸出回收率提高到85.82%,炭吸附率99.66%.     

微细浸染型金矿的微波焙烧预处理研究

研究了微波焙烧预处理对微细浸染型难处理金矿浸出的影响。正交试验表明,各因素对浸出率影响程度大小依次为:微波焙烧温度、焙烧时间、浸出时间、浸出剂TY-3用量和氢氧化钠用量。在微波焙烧温度550℃,焙烧时间40 min,浸出剂TY-3用量14 kg/t,氢氧化钠用量8 kg/t,浸出10 h的优化条件下,浸出率达94.8%。XRD分析结果表明,经微波加热焙烧后,原矿中黄铁矿转化为赤铁矿。与马弗炉焙烧对比,微波焙烧可能具有选择性加热作用,更有利于矿石中包裹金的暴露。     

某微细粒砷黄铁矿包裹金矿的非氰浸出研究

采用非氰浸化剂(石硫合剂)对含金为2.47 g/t的甘肃某微细粒砷黄铁矿包裹金矿进行浸出试验,研究预处理方式和浸出工艺对金浸出率的影响。结果表明,石硫合剂对金的直接搅拌浸出率低于30%,该矿属难浸金矿石;采用边磨边浸-搅拌浸出的方式,浸出率可提升至68.4%;增加碱式预氧化处理,可将金的浸出率进一步提升到80%以上。采用最优的工艺,边磨边碱式预氧化36 h,经石硫合剂搅拌浸出5 h,金的浸出率可达到91.5%。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

某金矿热压氧化后氰化浸金氰化钠消耗实验研究

简要介绍了我国难处理金矿资源现状、难选冶原因、预处理方法,详细分析了该类资源中有害元素热压氧化过程的化学过程。针对某金矿热压氧化渣进行了炭浸氰化实验,考察了p H、调浆时间、底炭浓度、浸出时间对氰化钠消耗量的影响。实验证明,经过热压氧化,能够降低炭浸氰化过程中的氰化钠消耗量及氰化时间。针对实验样,氰化钠消耗量仅为0.27~0.29 kg/t,浸出时间为2~4 h,浸出率为95.34%。     

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.     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。     

从低品位含金尾矿中回收金的堆浸参数研究

辽宁丹东某铜矿尾矿金品位为1.35 g/t,属低品位难处理金矿。采用柱浸模拟现场堆浸工艺条件,对工艺参数进行了模拟试验。条件实验表明,在浸出剂氰化钠浓度为0.10%、石灰水喷淋调整浸出液pH=11、矿层高度305 mm、在10℃以上浸出120 h,金浸出率为58.14%。放大试验延长浸出时间至480 h,金浸出率达到70%左右。获得的工艺参数可为堆浸生产提供指导。     

难处理高砷金矿的细菌氧化-提金研究

采用经过驯化的HQ0211菌对高砷金矿进行氧化预处理-氰化提金实验研究.该矿石含金128.5 g/t,含砷16.84%(质量分数,余同),含硫21.72%,含铁26.62%,氰化浸出率只有29.35%,是典型的高砷难处理矿.经过细菌氧化预处理,金矿脱砷率达到96.2%,失重率达到43.9%.矿石的金氰化浸出率由原来的29.35%提高到92.57%,效果十分显著.     

难处理金矿加压氧化预处理技术及发展

难处理金矿由于毒砂和黄铁矿等硫化物的包裹,直接氰化金的回收率很低,为了提高金的浸出率,必须先打破毒砂黄铁矿等的包裹.加压氧化是在高温高压下,在加压釜中由氧气作氧化剂氧化硫化物,破除硫化物对金的包裹,使金能直接与氰化物接触,提高金的浸出率.该工艺具有反应快、金的回收率高、环保等优点,近年来已成为难处理金矿的一种重要预处理工艺.     

The biological leaching of an auriferous pyrite ore

The oxidation of an auriferous pyrite ore sample was evaluated in biological leaching experiments for subsequent gold recovery via cyanidation. In batch cultures, organisms derived from the mine site oxidized pyrite and ferrous iron at pH values as low as pH 0.6. The recovery of gold was variable in shake flask experiments. In stirred tank bioreactor leaching, gold recovery was proportional to the extent of iron dissolution by bioleaching. The leaching of arsenic from the sample was also directly proportional to iron dissolution.