从难处理含金硫精矿中提取金的试验研究

针对湖南某铅锌矿浮选铅锌后剩余的硫精矿进行了提取金的试验研究。通过采用同步热分析仪确定了难处理含金硫精矿焙烧氧化的最佳条件,采用扫描电镜和能谱仪分析含金硫精矿和焙砂表面形态及主要元素的变化。考察初始碘浓度,碘和碘化物摩尔分数比,反应时间和液固比对碘化法浸出过程中金浸出率的影响。研究结果表明,马弗炉焙烧氧化的最佳条件为:在700℃温度下焙烧2 h后的难处理含金硫精矿。当碘的质量分数为1.0%,n(I2)∶n(I-)=1∶10,浸出时间为4 h,液固比为4∶1时,金浸出率可达78.78%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究

浙江某金矿石含金2.48g/t、砷2.01%、硫3.34%,金主要以显微及次显微不可见状存在于毒砂和黄铁矿中,属于高砷高硫微细粒金矿石。为回收矿石中的金,在研究矿石性质的基础上,分析了砷、硫对金回收的不利影响,通过多方案对比,制定了"浮选—金精矿焙烧—氰化浸出"的选冶工艺。经过详细的条件试验和流程内部结构筛选优化试验,浮选闭路试验获得了金品位21.6g/t、回收率86.76%的金精矿;金精矿在650℃下焙烧2.0h,As和S的脱除率分别达到了99.25%和98.93%;焙砂氰化浸出率为90.35%。金的综合回收率为78.39%,试验研究取得了良好的选冶技术指标。     

某含砷硫精矿二次处理试验研究

针对某含砷硫精矿,通过选矿工艺技术改进,获得高质量的硫精矿,实验室小型闭路试验获得含硫49.21%、含砷0.104%、含金1.03 g/t、硫回收率92.42%、金回收率93.13%的硫精矿,从源头上解决了黄铁矿中硫铁双资源的综合利用问题。     

微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收

提供了一种微细粒浸染包裹含砷金矿石的选冶联合工艺,包括浮选、碱性常温常压强化碱浸预氧化和氰化。先对含砷金矿石进行浮选,获得含金63.80 g/t、产率5.51%、金回收率92.08%的浮选金精矿,然后对金精矿进行超细磨和碱性常温常压强化碱浸预氧化,氧化渣金的浸出率88.56%,金的选冶总回收率81.55%。     

高砷难处理金精矿焙烧—氰化浸出工艺研究

对甘肃某高砷高硫难处理金精矿进行了氧化焙烧预处理—氰化浸出试验研究,取得了砷、硫脱除率分别达92.63%、99.81%,金的浸出率达85.23%的较好技术指标,可为有效利用高砷微细浸染型金矿资源提供参考。     

某富硫高砷尾矿回收金银浮选试验研究

国内某选矿厂的尾矿中含金 0.41g/t，银40.71g/t，同时含有较高的硫和砷。为了探究其中金、银等有价元素回收的可能性，本文进行了较为详细的浮选试验研究。试验考察了金银优先浮选流程、金（银）硫（砷）混和浮选流程以及混浮精矿的硫砷分离，最终获得了含金 1.52g/t，银80.82g/t，硫 41.78%的浮选精矿，金、银、硫回收率分别为66.13%，35.58%和91.29%，实现了综合回收，可为类似矿石的回收利用提供技术参考。     

某金矿石选矿工艺试验研究

某待开发金矿石中金主要以裂隙金、包裹金和自然金形式存在。为此对其进行了选矿工艺研究。结果表明,采用浮选—重选流程能够得到理想的精矿指标。经过一次粗选、一次精选、两次扫选,浮选尾矿摇床重选,获得浮选精矿含金132.44 g/t、回收率67.61%,重选精矿含金20.80 g/t、回收率11.00%,综合精矿(浮选精矿+重选精矿)含金75.62 g/t、回收率达78.61%。     

含砷金精矿细菌氧化预处理

本文报道了用氧化亚铁硫杆菌(Thiobacillus ferrooxidans)T-3菌株对十多个含砷金(银)矿山精矿氧化除去砷、硫、铁及对其中4个矿山氧化处理后精矿氰化浸金试验结果。结果表明,该菌株能强烈氧化毒砂,但来源不同,氧化速度和程度不同。细菌氧化含砷硫化物的程度,受生物学和矿物学两方面因素的影响。经细菌氧化处理后的金精矿,氰化浸金均可获得≥90%的浸金率。达此浸金率,对有的金矿含砷硫化物需充分氧化,有的只要求局部氧化即可。然而,存在着氰化物消耗多的问题,必须在氰化前对氧化后金精矿加碱充气预处理,才能使氰化物用量降至8kg/t 精矿以下。     

低品位含金硫酸渣氯化焙烧-浸出工艺研究

采用氯化焙烧-浸出工艺处理含金硫酸渣,回收其中金,探究了硫酸渣直接浸出的适宜工艺参数,以及氯化焙烧过程中氯化钠用量、焙烧温度和时间对金浸出效果的影响。结果表明,浸金剂用量 1.5 kg/t、室温下浸出120 min、浸出pH值11.0、液固比2.5∶1的优化浸出条件下金浸出率为66.53%。采用氯化焙烧预处理-浸出工艺处理硫酸渣,在氯化钠用量6%、焙烧温度1 000 ℃、焙烧时间1 h条件下所得焙烧渣在优化浸出条件下浸出,金浸出率可达78.59%,较直接浸出时金浸出率提高了12.06个百分点。通过FESEM-EDS分析发现,氯化焙烧可以改变硫酸渣矿物颗粒表面形貌,使矿物结构变得疏松多孔,释放包裹金,促进浸金剂与金的接触,提高金浸出率。     

The influence of the oxidation state of pyrite and arsenopyrite on the flotation of an auriferous sulphide ore

In this paper, the influence of the oxidation state of pyrite and arsenopyrite on the flotation of an auriferous sulphide ore was investigated by different techniques, including electrode, pulp potentials, DRIFT spectroscopy and microflotation tests. In addition, the gold and sulphide recoveries were also investigate, in a laboratory-scale cell, as a function of pulp potential and reagent concentration. It was verified that the presence of oxidation products on the sulphide mineral surface demands a higher collector concentration in order to achieve a satisfactory sulphide recovery. The electrochemical behaviour of pyrite and arsenopyrite indicated that a nitrogen atmosphere can lead to a low pulp potential, which inhibits the formation of oxidation products, enhancing both the free gold and sulphide recoveries. Although copper sulphate activates even oxidised sulphide surfaces, it does not improve free gold recovery.     

Physicochemical effect of modified diethyldithiocarbamate on the surface of auriferous sulfide minerals in noble metal ore flotation

Complexing processes between modified diethyldithiocarbamate (DDC) and copper, iron and gold ions in solution, as well as adsorption of modified solution on auriferous pyrite and arsenopyrite are analyzed using the ultraviolet spectroscopy, scanning electron and laser microscopy. The research shows that modified DDC forms partial water soluble compounds with gold and is selective towards auriferous pyrite and arsenopyrite as compared to xanthate.     

New complexing agents to select auriferous pyrite and arsenopyrite

The authors propose the process for selective flotation of auriferous pyrite and arsenopyrite, where the combination of xanthate, 2-hydroxylpropyl ester of diethyldithiocarbamate acid (HPEDEDCA) and oak-bark extract (OBE) is used to produce pyrite concentrate recovered into the froth product. The process provides the selective recovery of valuables into heteronymous concentrates, thus reducing the irrecoverable valuable component loss by 5–7 %. The complexing capacity of HPEDEDCA to gold is experimentally proved and allows using it as a selective collector of auriferous iron sulfides. The use of OBE to depress iron sulfides and arsenic in flotation of multicomponent ores contributes to higher flotation selectivity and grade of heteronymous concentrates.     

Bulk flotation of auriferous pyrite and arsenopyrite by using tertiary dodecyl mercaptan as collector in weak alkaline pulp

Laboratory and industrial scale experiments were conducted to investigate the effect of tertiary dodecyl mercaptan (TDM) as a collector on the flotation of auriferous pyrite and arsenopyrite. The optimum recovery of gold associated with auriferous sulphides was obtained by adding a mixture of TDM and sodium butyl xanthate, together with only a little CuSO₄ as an activator in a weak alkaline pulp adjusted by NaOH. A two-month industrial trial at the Liumei plant in Guangxi, China showed that an average gold recovery of 90.8% into a concentrate assaying 81.1 g/t Au from a feed assaying 2.9 g/t Au could be achieved at pH 8–8.5 using TDM as a collector.     

某含砷金矿选矿试验研究

某金矿矿石砷含量较高,金主要以显微金形式包裹于毒砂等硫化矿物中。金属矿物主要为毒砂及少量的褐铁矿、锐钛矿、黄铁矿等,非金属矿物主要有石英和长石。为开发利用该矿物,对其进行了浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm含量为74.2%时,用丁基黄药与丁铵黑药作为组合捕收剂,浮选流程采用二次粗选、二次精选和一次扫选中矿顺序返回的流程,最终可获得金品位为21.20g/t,回收率为93.22%的金精矿。由于原矿硫化物(毒砂)含量很高且为载金矿物,因此精矿品位难以提高。     

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％。     

某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究

对某含砷含碳难处理金矿进行了选矿试验研究。在探索试验的基础上, 最终确定采用浮选-焙烧-氰化浸出工艺, 可以获得Au的浸出率71.46%, Au的总回收率为59.79%。     

某金浸渣氧化焙烧—浸出提金工艺试验研究

江西某黄金冶炼厂的金浸出尾渣中Au的品位为2.7 g/t,具有较高的回收价值。但该浸出渣中有害杂质S、As的含量高达7.54%、1.98%,主要以黄铁矿和毒砂的形式存在,二者内部包裹的金颗粒在超细磨条 件下也极难解离。为有效回收该尾矿渣中的金,基于试样性质,采用氧化焙烧—浸出的工艺处理该试样。浸出试验在溶液pH值为12、浸出剂JC用量5 kg/t、搅拌浸出时间6 h的条件下进行,通过条件试验确定最佳的焙 烧条件为：焙烧温度500 ℃,焙烧时间30 min、空气流量500 mL/min、浸出细度-0.038 mm占98.85％。在最佳焙烧条件下,浸出尾渣中Au的品位降低至1.0 g/t,Au的浸出率达65.52％。化学分析和热重分析结果表明 ,焙烧过程中试样内部产生裂纹和孔隙,黄铁矿、毒砂等硫化矿被转化为氧化矿,减少了FeOOH的罩盖和浸出剂的消耗,从而有利于浸出反应的进行。研究结果可为同类型难处理金矿的利用提供参考。     

某高砷含碳低品位难选金矿浮选试验研究

对某高砷含碳低品位难选金矿进行了浮选试验研究。采用碳酸钠和水玻璃为调整剂, 实现了矿泥分散和脉石矿物的选择性抑制; 采用Y89-0为捕收剂, 实现了对载金矿物(黄铁矿和砷黄铁矿)的选择性捕收。在磨矿细度-0.074 mm粒级占80%条件下, 采用一粗二精三扫闭路浮选流程, 在原矿金品位2.36 g/t时, 可获得精矿金品位36.08 g/t、回收率86.77%的良好指标。