贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣提金试验研究

贵州某微细浸染型金矿石氰化尾渣金品位为2. 06 g/t,回收利用其中的金,减少尾渣堆存,具有重要的资源和环境意义。通过XRD及电子探针等分析方法对氰化尾渣中金的分布与嵌布特征进行分析,采用氧化焙烧—硫脲浸金工艺回收氰化尾渣中的金,并对试验条件进行优化。结果表明:在氧化焙烧温度500℃、焙烧时间1. 5 h,硫脲用量37. 50 kg/t、FeCl_3用量11. 25 kg/t、pH=4、液固比4∶1、常温(22℃)常压浸出1 h条件下,氰化尾渣金浸出率达92. 18%。该研究为微细浸染型金矿石氰化尾渣提金技术的工业化应用提供参考。     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

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。     

一种新型浸金剂的应用试验研究

对"绿金牌"新型环保浸金剂进行了全泥炭浆提金工艺条件研究及工业应用试验。其结果表明,该"绿金牌"新型浸金药剂与氰化钠的浸出效果基本一致,工业试验中金的浸出率可以达到92%以上。对尾渣的有害性分析结果表明,该药剂的干排尾渣中氰化物含量远远低于氰化浸出工艺的干排尾渣,符合环保标准。     

从氰渣中浸取金、银试验研究

对采用高酸催化氧化浸出氰渣中的氧化铁,从浸铁渣中用常规氰化浸出金、银等贵金属进行了研究.氰渣高酸催化浸出时保持35%的矿浆浓度、加入1.3倍硫酸理论用量、在100℃下反应2.5h,铁的浸出率可达97.80%;浸铁渣常规氰化金、银的浸出率分别可达87%和80%.该方法可有效浸出回收氰渣中的金、银.     

加压氧化-氰化浸出工艺从酸浸渣中提金试验研究

对加压氧化-氰化浸出工艺从酸浸渣中提金进行了试验研究。研究结果表明,利用高效浸金设备进行氰化浸出4h,金的氰化浸出率可达97．85％;其与常规氰化法相比,浸出时间缩短了32h。浸出率提高了2．05％,NaCN用量减少了4kg／t。该工艺是一个值得推广的金浸取方法。     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

某金矿石浸渣浮选精矿预氧化及氰化提金研究

某金矿石氰化尾渣浮选精矿难浸,在<37μm占99.5%的磨矿细度下氰化浸出24h,金的浸出率仅有3.95%。采用常温常压碱性强化预氧化工艺处理后,金的浸出回收率提高到85.85%,炭吸附率99.62%。     

某矽卡岩型金矿强化氰化浸出试验研究

针对某金矿浸渣金品位高的问题,本文研究探索降低浸渣中金含量的多种方案。试验进行了原矿直接全泥氰化富氧强化浸出,原矿预氧化—全泥氰化浸出,边磨边浸—全泥氰化浸出,原矿浮选—氰化浸出4个试验方案,为提高该金矿浸出率找到合适的浸出工艺。     

从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中氰化浸出金银的试验研究

进行了从含砷金精矿二段焙烧酸浸渣中氰化浸出金银的工艺试验研究.研究表明,采用RMD对含砷金精矿的二段焙烧酸浸渣进行预处理,可除去大部分砷和部分铅,使金、银的氰化浸出率比常规工艺分别提高4.51%和51.30%,其经济效益显著.     

泉山金矿氰化尾矿焙烧—超声波强化硫脲提金试验研究

对泉山金矿氰化尾矿进行了焙烧预处理—超声波强化硫脲浸金试验研究。其结果表明：该尾矿经焙烧后硫脲浸出,金的最高浸出率比未焙烧时提高了45.12%;尾矿焙烧后再经超声波强化硫脲浸出,金的最高浸出率进一步提高了9.6%,达到77.5%,且大大缩短了浸出时间,提高了浸金效率。     

从低品位含金尾矿中氰化浸出金

试验了以氰化搅拌浸出和柱浸从低品位含金尾矿中金.根据试验结果,对湖北蛇屋山金矿尾矿进行了氰化浸金试验研究.对金矿尾矿首先进行制粒,然后以氰化法浸出金.试验结果表明,用碱性溶液预处理8h,氰化钠用量1 kg/t,浸出24 h,溶液pH为10.0～12.0,金浸出率可达60%以上.     

某尾渣硫脲浸出金试验研究

对某尾渣,在比较了硫脲、硫氰酸铵、硫代硫酸钠浸金效果的基础上,选择硫脲为浸出刺。试验通过优化浸出条件,确定硫脲质量浓度为15g／L、硫酸用量为55mL、液固比为3、搅拌浸出3h,金的硫脲浸出率可达到93．50％。试验还考察了硫脲溶液循环使用效果,可在一定程度上降低浸金过程中硫脲的消耗。     

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。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

新型环保浸金剂在金兴矿业公司的试验应用

金兴矿业公司采用原矿焙烧、焙砂氰化浸出提金工艺,在日益严峻的环保形势下,亟需寻求新型环保浸金剂替代剧毒氰化钠。通过小型试验和半工业试验,考察了新型环保浸金剂CG505A替代氰化钠的可行性。结果表明:在原有氰化钠浸出系统不变的情况下,CG505A可对等替代氰化钠进行连续生产,浸出效果良好;CG505A浸出尾矿浆滤饼毒性浸出分析中16项指标全部达标且远低于限值,浸出尾矿浆无需治理即可达到一般固废堆存标准;CG505A生产成本比氰化钠节省50.95元/t,经济效益和环保效益显著。     

酸浸提高金氰化浸出率的试验研究

对于含砷较高的金矿,在研究和生产实践中多采用二段焙烧技术进行预处理,通过除砷和除硫来获得较高的金浸出率。如何通过采用更低成本的预处理方法来进一步降低尾渣的含金量,是目前研究和生产实际中亟待解决的技术难题之一。在对某二段焙砂进行化学分析、矿物组成及金赋存状态分析的基础上,进行了强酸浸出提高金氰化浸出率的试验研究,着重探讨了磨矿粒度、浓硫酸用量、浸出温度和浸出时间对金氰化浸出率的影响。试验结果表明：在二段焙砂球磨1 h,每吨二段焙砂的浓硫酸用量为2 t,酸浸反应温度为95 ℃以及浸出时间为2.5 h的条件下,金的氰化浸出率可达97.86%。     

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。     

复杂金精矿焙砂酸浸-氰化工艺的研究及金银物相演变规律

研究了复杂金精矿焙砂酸浸—氰化工艺酸浸分铜工序铜浸出率,以及后续氰化过程金、银浸出率的影响。结果表明:在浸出温度363K、浸出时间3h、硫酸浓度1.0mol/L、搅拌转速300r/min、液固比4∶1的较优条件下,金、银、铜的浸出率分别为93.21%、83.25%、95.57%。硅酸盐包裹是造成银浸出率低的主要原因。无添加剂直接焙烧,氰化渣中硅酸盐包裹银占渣含银总量的60.30%;在焙烧过程中添加氢氧化钠可以有效降低硅酸盐对银的包裹,有效提高银的浸出率,氰化渣中硅酸盐包裹银仅占渣含银总量的27.56%。