难浸金精矿硫脲浸金试验研究

讨论了某难浸金精矿的相关性质,分析了硫脲浸出剂的浸金机理,明确了硫脲浸金工艺流程。通过试验,分析了焙烧工艺、磨矿细度、硫脲用量、矿浆pH值、矿浆温度和浸出时间等影响因素,确定了硫脲浸金最佳工艺参数。在最佳工艺参数条件下,获得了金浸出率超过93%、银浸出率超过94%的工艺指标。     

山东某风化壳型金矿氰化浸出试验研究

针对山东某风化壳型金矿进行了氰化浸出试验研究,考察了磨矿细度、氰化钠用量、石灰用量、液固比、搅拌时间等对金浸出效果的影响规律。试验结果表明,较粗的磨矿细度和较低的矿浆浓度对浸出更有利,在最佳的试验条件下,该矿石的金浸出率可达到95.87%,炭吸附率可达到99.58%。     

综合回收金冶炼渣中金、银、铁试验

采用硫酸浸出—无氰工艺综合回收某金冶炼渣中的铁、金、银,在硫酸浓度为10mol/L、液固质量比为2.5∶1、酸浸温度为80℃、酸浸时间2 h的条件下,铁浸出率达88%以上;在无氰浸出矿浆浓度为33%、pH值=11、无氰药剂用量为2.0 g/t、搅拌浸出时间为36 h的条件下,金浸出率为70.05%,银浸出率为64.58%。试验取得了较好的浸出效果,同时无氰药剂的使用可降低浸出尾渣对环境的污染。     

含碳砷低品位氧化金矿石磨矿-全泥氰化浸出工艺研究

根据安徽绩溪含碳砷氧化金矿石的特性,采用磨矿-全泥氰化浸出工艺对含金量为1.35 g/t的低品位金矿石进行提炼。在对磨矿细度、浸出矿浆浓度、浸出时间、氰化物用量、调整剂种类优化的基础上,确定金矿石最佳浸出条件。在磨矿细度为95%、浸出矿浆浓度为33%、浸出时间为24 h、KCN用量为5 kg/t、NaOH用量为3 kg/t、矿浆pH值为11.5时,金的浸出率达87.41%,回收率较高。     

生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺

详细介绍了生物预氧化技术的原理、硫脲浸金法的反应机理和研究进展,以及生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺的研究现状及其应用前景。采用生物预氧化—酸性硫脲浸金联合工艺处理新疆某低品位难处理金矿,对影响硫脲浸金的因素进行了实验探索,得到了该体系下较优的硫脲浸出条件为:温度25℃、pH值1.5、液固比5∶1、硫脲浓度25kg/t、浸出时间5h、搅拌速度350r/min,金浸出率最高可达97.84%。     

刚果(金)某铜钴矿酸浸实验研究

对刚果(金)某铜钴矿进行了酸浸实验研究,考察了磨矿细度、反应温度、硫酸用量、亚硫酸钠用量、矿浆浓度、反应时间对矿石中铜钴浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-0.074 mm粒级占80%、矿浆浓度33%、硫酸用量110 kg/t_矿、亚硫酸钠用量20 kg/t_矿、常温搅拌浸出5 h时,浸出尾渣铜钴品位分别为0.26%和0.025%,铜钴浸出率分别为94.85%和93.15%。     

金矿中金的全泥氰化浸出

在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对某金矿全泥氰化浸出工艺的技术参数进行了研究。结果表明,采用全泥氰化浸出工艺,磨矿粒度、石灰用量以及浸出时间等因素对金浸出率影响最为显著。在原矿细磨至-38μm含量占75%、石灰用量2 kg/t、添加固体氰化钠量2 kg/t、矿浆浓度25%(即液固比3∶1)、浸出时间4 h条件下可获得金浸出率88. 22%,银浸出率93. 24%的指标。微细粒的包裹金是制约金浸出率的主要因素。     

含金硫精矿焙烧除砷选铁-硫脲法提金试验研究

对含低品位金的硫精矿进行再选, 获得含硫50%左右的再选硫精矿;对再选硫精矿进行二段焙烧除砷脱硫, 可以获得含砷0.056%、含铁61%左右的烧渣, 且其中金、银得以富集;对烧渣进行了稀硫酸预处理-硫脲浸金试验, 浸金试验结果表明, 当磨矿粒度为-0.074 mm粒级占60%, 矿浆pH=1～2, 液固比为1∶2, 硫脲用量为10 g/L, 硫酸铁用量为3 g/L, 浸出时间为6 h时, 金的浸出率达90.4％。     

吉林某难处理含铜金精矿硫脲浸金试验研究

针对吉林某难处理含铜金精矿进行了硫脲浸金试验研究,考察了硫脲用量、硫脲浓度、三价铁离子浓度和浸出时间等因素对浸金效果的影响。试验结果表明,在矿浆液固比为4∶1,矿浆pH值为1,硫脲用量160kg/t时,常温浸出8h,金的浸出率可由全泥氰化浸出的57.14%提升至91%以上。浸金过程中铜的浸出率保持在2.5%以下,铜浸出较少。      

含铜金精矿铅盐预处理浸金技术研究

为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。     

四川某低品位金矿非氰浸出试验研究

对金品位为1.55 g/t的氧化矿采用非氰药剂进行浸金的工艺流程,考察了磨矿细度、药剂DZC浓度和浸出时间对金浸出率的影响。确定该金矿适宜的非氰浸出条件:磨矿细度-74μm含量占69.90%、石灰用量4 000g/t、矿浆液固比为2∶1、浸出药剂DZC浓度0.08%、浸出时间8 h,可获得金的浸出率为93.33%的良好指标。表明该氧化金矿在常温常压下,采用非氰浸出工艺是可行的。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

采用二氰胺钠浸出某金矿石试验研究

针对传统氰化钠浸金工艺严重污染环境的弊端，以二氰胺钠为浸金剂，对加拿大某金品位为3.39 g/t的金矿石进行浸出试验。结果表明：矿石磨细至-45 μm占75%，在700 ℃焙烧1 h后，获得的焙砂在二氰胺钠用量8 kg/t、过氧化氢用量1.2 mL、矿浆pH=11.5、液固比4 mL/g、浸出温度35 ℃、浸出时间24 h的条件下，可获得金浸出率为89.08%、浸渣金品位0.38 g/t的指标，二氰胺钠的浸金效果良好。并且该浸金体系的总氰化物含量远低于国家环保排放标准。因此，二氰胺钠作为一种高效低毒的金矿浸出剂，具有一定的应用前景。     

微细浸染金矿碱性热压预处理-硫代硫酸钠浸金

采用碱性热压预处理-硫代硫酸盐浸出含碳质微细粒浸染型极难选原生金矿, 分别进行了原矿浸金、热压预处理以及氧化产物浸金试验, 考查了各因素对预处理脱碳、脱硫以及浸金效果的影响。试验结果表明, 在磨矿细度-0.025 mm粒级占82%, 预处理温度160 ℃、预处理时间2 h、助氧剂TW用量300 g/t、氧压1.6 MPa、pH=12的碱性热压氧化条件下以及硫代硫酸钠用量0.12 mol/L、硫酸铵用量0.075 mol/L、硫酸铜用量0.02 mol/L、pH=9、浸出时间4 h、矿浆液固比3∶1的浸出条件下, 获得了金浸出率88.76%。通过对预处理反应热力学计算, 以及绘制160 ℃下Fe-S-H₂O体系Eh-pH图, 对碱性热压氧化预处理过程的机理进行了初步研究, 研究结果与试验结果一致。     

磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

赞比亚某氧化铜矿石的硫酸酸浸研究

赞比亚某低品位高结合率难处理氧化铜矿石铜品位为1.56%,主要铜矿物为赤铜矿、黄铜矿、铜蓝、水胆矾;主要脉石矿物为石英、云母、铁白云石等。铜氧化率高达82.85%,以结合氧化铜为主;硫化铜仅占17.15%,主要为原生硫化铜。为确定该矿石的合理开发利用工艺,进行了系统的硫酸酸浸试验。结果表明：①提高浸出试样细度,延长浸出时间,提高浸出温度,增大液固质量比和搅拌速度均有利于改善氧化铜矿石的浸出效果。②矿石在磨矿细度为-200目占60%、硫酸浓度为50 g/L、液固质量比为3、浸出温度为65 ℃、搅拌速度为300 r/min,浸出时间为120 min情况下,铜的浸出率达78.64%。③硫酸浸出该矿石的浸出动力学受化学反应模型控制,反应的表观活化能为37.83 kJ/mol。     

某浮选金精矿浸出工艺优化试验研究

某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。     

铁帽中锌、铁氧化矿石选别研究

针对某硫化矿床铁帽中含锌、铁氧化矿石,采用常规选矿、常规碱性浸出、机械活化浸出以及深度还原-磁选等方法,考察了相关因素对锌、铁回收的影响.研究结果表明,常规选矿、常规碱性浸出与机械活化浸出均不能使锌、铁有效富集,而深度还原-磁选可以使锌、铁有效分离,实现锌、铁综合回收.