含锑难处理金矿工艺矿物学特征及臭氧氧化预处理浸锑（英文）

针对复杂难处理金矿的矿物学特征和盐酸体系臭氧氧化预处理提锑开展研究。工艺矿物学研究表明,矿物中主要存在辉锑矿、毒砂、黄铁矿和脉石,67.42%的金被包裹在硫化物之中。开展盐酸体系中臭氧氧化提锑的研究,考察反应温度、液固比、盐酸浓度和搅拌速度等因素对提锑过程的影响,在优化实验条件下,锑的浸出率可达93.75%。经过臭氧氧化预处理过程,矿物中的锑得到有效回收,同时包裹在辉锑矿和部分黄铁矿中的金得到释放和暴露。     

细菌氧化预处理含砷难处理金矿的研究进展

含砷难处理硫化矿经过细菌预氧化,将包裹Au的硫化矿物毒砂、黄铁矿等溶解、破坏,将Au暴露出来,可大大提高后续氰化浸出中Au的回收率。细菌氧化技术具有投入低、工艺简单、污染轻或无污染等优点。作者在回顾细菌浸矿发展历史与现状的基础上,着重阐述了含砷难处理金矿细菌氧化预处理的机理、氧化菌种和工艺流程,并提出了该技术现存的一些亟待解决的问题。     

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。     

贵州某黄金选矿厂弱酸性浮选工业试验

贵州某金矿含金4.3 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,矿石含碳较高,属难选难冶型金矿。为实现该金矿资源的高效利用,采用热压预氧化打开矿石中金包裹,提高金的浸出率,同时将原有的碱性浮选工艺调整为弱酸性浮选。采用"二粗二精四扫"的选矿流程,进行工业试验。通过条件试验确定磨矿细度及各作业的药剂用量,最终获得金精矿金品位19.34 g/t,回收率88.25%。与原工艺相比,弱酸性浮选可以利用废酸,节约碱性调节剂的使用。     

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%。     

含砷难处理金矿的细菌预氧化－氰化法提金研究

研究了我国二种难处理会砷金矿（半壁山、包古图）的细菌（Ｔ．ｆｅｒｒｏｏｘｉｄａｎｓ）预氧化槽浸工艺及其基础理论，讨论了初始接种量、矿浆浓度、铁离子浓度及矿物工艺学参数等因素对细菌氧化毒砂的影响，初步探讨了细菌浸出机理及反应动力学，并讨论了砷硫化物氧化率、金解离率及金氰化浸出率的关系。     

含砷难处理金精矿提金新工艺

对某金矿合砷难处理金精矿进行了超细磨氰化提金工艺和焙烧氰化提金工艺的试验研究,获得金浸出率分别为96.77％和96．38％的良好指标。对比分析表明,超细磨氰化提金工艺无环境污染、工艺简单、低成本、金浸出率高,具有广阔的发展前景。     

某高硫微细粒金矿选冶试验研究

某高硫金矿中金矿物与黄铁矿紧密共生，金矿物和黄铁矿平均粒径分别为3.58和32.80μm，嵌布粒度较细，在实际生产中精矿品位和回收率均不理想。为进一步提高精矿品位和回收率，针对该矿特点，确定黄铁矿为浮选目标矿物，通过系统条件试验和精选试验得到了最优浮选工艺流程和参数，继而开展开路试验和闭路试验，得到的浮选指标并不理想。基于中矿中黄铁矿多是连生体的判断，对浮选中矿进行再磨处理，获得了精矿金品位17.4 g/t、金回收率80.66%的满意指标。同时，结合“超细磨”、“碱浸预处理”工艺，对浮选精矿进行浸出试验，得到金浸出率77%的满意指标，为生产现场提供了具有指导意义的技术方案。     

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。     

焙烧预处理过程中硫的转化对浸金的影响

以贵州某卡林型金矿为悁究对象,采用XRD、化恘分析等方法,探索了焙烧预处理过程中焙烧温度、焙烧时间对硫转化率与金浸出率之间相互影响规律。结果表明,在700℃温度下,焙烧1.5~2 h,可以充分打开金的硫化物包裹,浸出率近90%;硫转化率由83.01%升高至91.02%,金浸出率与硫转化率基本呈线性正相关关系,相关系数r=0.93517。     

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.     

Characterizing gold in refractory sulfide gold ores and residues

Gold is present in refractory sulfide gold ores mainly in arsenian pyrite and arsenopyrite, where it occurs in both the chemically bonded state and as nano-size grains of metallic gold. During roasting or pressure oxidation, the sulfide matrix is destroyed and essentially all the gold is converted to the metallic form. The liberated gold is readily dissolved in conventional cyanide media, although a few residual gold particles, commonly encapsulated by films of silica-rich gel or by calcium sulfate, are detected. Chloridecontaining gold ores can generate soluble gold chlorocomplexes during hydrometallurgical processing and the dissolved gold can be sequestered on the surfaces of associated carbon particles, resulting in reduced gold recoveries.     

含碳砷金精矿加碳酸钠氧化焙烧

将黄铁矿、砷黄铁矿和含砷金精矿与碳酸钠和碳混合,进行了氧化焙烧的理论分析和试验研究。结果表明,在７２３～９７３Ｋ温度范围内,黄铁矿和砷黄铁矿中的硫和砷氧化生成非挥发水溶性硫酸钠和砷酸钠。当用水浸出焙砂时,砷和硫全部转入溶液中。水浸渣用二氧化硫气体处理后,用氰化法浸出残渣,可使金的回收率达９５．５％～９６％。     

焙烧氰化尾渣提金工艺研究现状

焙烧氧化过程中铁物相出现熔融或再结晶,对金造成二次包裹,使焙砂中部分金仍难以浸出,导致焙烧氰化尾渣金品位较高。破坏尾渣中铁氧化物对金的包裹可提高金的浸出率。综述了焙烧氰化尾渣主要提金工艺,包括直接酸溶法、还原焙烧法、氯化法、炼铁-电解法、硫酸熟化法和硫脲法等。直接酸溶工艺简单,金浸出效果较差;还原焙烧法金浸出率高,但工艺复杂、能耗大;氯化焙烧法对矿石适应性强,可综合回收有价金属,但基建及维护费用高;炼铁-电解法在富集金的同时可获得纯铁产品,对矿石有较高的要求;硫酸熟化法显著提高金银浸出率,与直接酸溶法相比,所需更高的温度与酸度;硫脲法反应速率快、选择性好,但生产成本较高。 关健词:有色金属冶金;氰化尾渣;铁氧化物;包裹金;提金     

难处理金矿的处理现状

难处理金矿直接氰化金的回收率低,为了提高回收率,必须采取一定的方法进行处理。本文简要地分析了难处理金矿的难浸原因,介绍了目前常用的处理难处理金矿的方法,详细地介绍了非氰化法、强化氰化、预处理法、火法熔炼法处理难处理金矿的研究方法和研究进展。介绍了各种方法的优缺点及应用现状和前景。     

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%。     

不同含砷类型金矿的细菌氧化-氰化浸出

对含砷类型不同的金精矿和单矿物进行细菌氧化-氰化浸出研究,分析毒砂和雄黄对金精矿细菌氧化-氰化浸出效果的影响。结果表明:在细菌氧化过程中,含砷金精矿中的毒砂易被氧化分解,经过192 h的细菌氧化后,脱砷率可达93.10%;而雄黄无法被细菌氧化分解,且影响细菌活性,延长浸矿的停滞期;在氰化浸出过程中,毒砂非常稳定,不参与任何副反应;而雄黄易与CN-及保护碱发生副反应,且产生的沉淀物质会在金粒表面形成薄膜,从而降低氰化浸出效率。     

黔西南某高砷金矿中金的氰化实验研究

黔西南某高砷金矿中金的品位为3 g/t～30 g/t,砷的质量分数在8%～18%范围变化。金呈细粒和微细粒的形式存在,部分金为硫化物,脉石矿物包裹。金的氰化浸出率为50%～60%。砷金矿与催化溶液参与化学反应后,在选择条件下,金的氰化反应浸出率为82%～91%。使得金矿有较好的经济效益和社会效益。     

提高陕西某黄金冶炼厂金浸出率的研究与实践

为提高某矿山氰化浸金率,降低尾渣金品位,提高矿粉日处理量,考察了球磨时间、液固比、浸出时间、氰化钠浓度对金浸出率的影响。结果表明,以NaOH作保护碱,在NaCN浓度0.25%,液固比1.5：1,浸出时间48 h,矿粉粒度-325目占94.17%的条件下,金的浸出率可达97.80%,尾渣金品位小于1.5 g/t。根据实验结果,对现有生产工艺流程和设备进行改造,通过改变加料方式,调整球磨机转速,增加磨矿次数、分级次数和浸出槽数目,各项生产技术指标得到明显提升。     

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。