金锑砷硫化精矿火法冶炼收金现状及湿法新工艺的研究

本文评述了某厂现有火法流程处理金锑砷硫化矿的生产情况,在分析其优劣之后,简介了湿法处理该矿分别提取金、锑、砷、硫的研究动向。     

硫化矿精矿湿法与火法冶金工艺的发展与比较

由于七十年代能源价格的上涨和对SO_2造成的环境污染越来越多的关注,人们对硫化矿精矿(特别是铜精矿)的湿法冶金工艺产生了强烈兴趣。湿法工艺可消除空气污染,直接产出电解铜,并有可能降低投资和操作费用。许多湿法工艺都进行过实验室和中间工厂规模的研究,它们大多数属氯化法。尽管技术上可行,但整个过程在强腐蚀介质中进行,所产生的实际问题是非常严重的,而且只有少数湿法工艺能连续产出电解铜。在消除SO_2污染的同时,湿法工艺排放的废水废渣又导致了新的环境污染。另外,湿法工艺不易回收精矿中的有价金银,不易获得高纯度的元素硫副产品。     

含铜难处理金精矿铜萃取回收工艺研究

采用萃取工艺从含铜难处理金精矿焙砂浸出液中回收铜,考查了萃取剂浓度、相比O/A、混合时间、pH值等因素对铜萃取效率的影响,获得优化工艺条件:萃取剂浓度为25%,相比O/A=2:1,混合时间为3 min,pH值1.5～2。在优化工艺条件下两级逆流萃取,铜的萃取率为98.53%。     

高砷高硫难处理金精矿预处理工艺研究

根据高砷高硫难处理金精矿的工艺矿物学特征,提出了二段焙烧-加压酸浸联合预处理工艺,重点讨论了该工艺对砷、硫和铁脱除效果的影响。研究结果表明,难处理金精矿经一段焙烧后,在焙烧温度700 ℃、焙烧时间120 min条件下,再经二段焙烧,所得焙砂中As含量仅为0.51%,S含量为0.34%,并且经过加压酸浸后As、S和Fe的脱除率都在95%以上,达到了很好的效果。     

某含砷难处理金精矿预处理工艺研究

对某含砷金精矿进行了氧化浸出及一段还原焙烧除砷试验研究。通过正交试验考察了各种因素对氧化浸出过程中砷浸出率的影响,确定的最佳浸出条件为:浸出剂添加量为原矿质量的23%,硫酸1 mol/L,液固质量比3:1,浸出温度60℃,浸出时间1.0h,该条件下除砷率达25%。浸出后的含砷矿再进行焙烧,渣含金4.1 g/t,较常规焙烧一酸浸一氰化工艺渣含金下降了4.5 g/t。     

某难处理硫化金精矿加压氧化一氰化浸金试验研究

对云南某难处理硫化金精矿进行加压氧化一氰化浸金试验研究,考察了加压氧化各因素对氰化浸金的影响。加压氧化最优条件为：固液比1：4,木质素磺酸钠5g／t,硫酸初始质量浓度10g/L,温度190℃,压力2．0MPa,反应时间4h,搅拌转速450r／min。金精矿经加压氧化一氰化浸出获得了97．55％的较高金浸出率。     

难处理金精矿焙烧提金工艺实践

紫金铜业有限公司黄金冶炼厂以难处理金精矿为原料,采用浆式进料—焙烧—萃取电积提铜—氰化提金工艺开展有价金属的综合回收。其金、银、铜的综合回收率分别为95.72%、72.01%、90.32%,实现了有价金属的高效回收。生产废水实现以废制废、低成本处理,达标后排放。     

某难处理金精矿焙烧—氰化提金工艺试验研究

针对某难处理金精矿,采用焙烧-氰化提金工艺进行实验研究。试验得到的最佳条件为:金精矿粒度-0.043 mm 52.85%、一段焙烧温度450℃、时间1 h(炉门关闭),二段焙烧温度700℃(炉门稍开),焙烧时间0.5 h;初始氰化钠浓度0.5‰、L/S=4、氰化时间24 h。在此条件下硫、砷的脱除率分别为99.99%、52.56%,金的浸出率为88.92%。     

某难冶型金精矿生物氧化与热压氧化工艺对比

某高砷、高碳、贫硫、微细粒难浸型金精矿直接氰化浸出金的浸出率仅为42%左右。采用"生物预氧化—氰化浸出"工艺,金浸出率达到96.3%,采用"中温中压预氧化—三段氰化浸出"工艺,金浸出率达到99.66%。并对生物氧化、热压氧化、焙烧氧化3种预处理工艺进行了对比分析,结果表明,与热压氧化、焙烧氧化相比较,细菌氧化工艺投资少、成本低,且金、银回收指标较高,经济效益较好。     

某难处理金精矿焙烧—氰化提金工艺试验研究

针对某难处理金精矿,采用焙烧—氰化提金工艺。试验得到的最佳条件：金精矿粒度为-0.043 mm占52.85%,一段焙烧温度为450℃,焙烧时间为1 h（炉门关闭）,二段焙烧温度为700℃（炉门稍开）,焙烧时间为0.5 h;初始Na CN浓度为0.5‰,L/S=4,氰化时间为24 h。在此条件下,硫、砷的脱除率分别为99.99%和52.56%,金的浸出率为88.92%。     

高硫高碳双重难处理金矿石提金工艺研究

针对某高硫高碳双重难处理金矿石,采用常规浮选法、全泥氰化炭浆法和全泥氰化炭浸法进行处理,金浸出率均很低。最终,通过采用钝化—全泥氰化炭浸工艺处理该矿石,获得了较好指标,金浸出率达到82.83%。     

某贫硫化物碳酸盐型微细粒难处理金矿石工艺矿物学研究

为查明某贫硫化物碳酸盐型微细粒难处理金矿石工艺特性,对其进行了工艺矿物学研究,包括矿石矿物组成、主要矿物嵌布特征、嵌布粒度、金矿物工艺特征等。结果表明:矿石平均金品位15.17 g/t、硫0.65%、有机碳0.47%,有机碳吸附金占40.10%,金为唯一有价元素;矿石中有机碳含量高,而硫化物含量低,金矿物粒度微细并与脉石关系密切,脉石矿物泥化严重等均会影响金的回收。研究结果对该类型矿石的开发具有一定的指导意义。     

Enhancement of leaching refractory gold concentrate with high arsenic and sulphur content by ultrasonic electro-oxidation technology

Abstract

The ultrasonic leaching behaviour of refractory gold concentrate has been investigated simultaneously at the anode in hydrochloric acid solution and at the cathode in sodium hydroxide solution. An electrochemical reactor divided into three compartments (anode, middle and cathode compartment) by anion and cation exchange membrane is employed for these experiments. Various parameters, which include solid–liquid ratio, current density, leaching temperature, particle size, ultrasonic power and concentrations of HCl and NaOH, are studied to understand the leaching mechanism of the refractory gold concentrate. The gold leaching recovery of 98% in the anode compartment is more than double than that of 46% in the cathode compartment. The leaching kinetics is analysed by using a shrinking rim model given by: 1?(1?X)^1/3?=?kt and 1?3(1?X)^2/3+2(1?X)?=?kt. The kinetics appears to be chemically controlled in the anode compartment and to be diffusively controlled in the cathode compartment respectively. Surface examinations of the samples leached in electro-oxidation and ultrasonic electro-oxidation conditions are carried out by X-ray diffraction and scanning electron microscopy. These results can be considered as a basic understanding for leaching refractory gold concentrate by ultrasonic electro-oxidation.

On a examiné le comportement de lixiviation ultrasonique de concentré d’or réfractaire, simultanément à l’anode, en solution d’acide chlorhydrique, et à la cathode, en solution d’hydroxyde de sodium. Pour ces expériences, on emploie un réacteur électrochimique divisé en trois compartiments (compartiment de l’anode, du milieu, et de la cathode) par une membrane d’échange d’anion et de cation. On a étudié divers paramètres, incluant le rapport solide-liquide, la densité de courant, la température de lixiviation, la taille de particule, la puissance ultrasonique, et la concentration de HCl et de NaOH, afin de comprendre le mécanisme de lixiviation du concentré d’or réfractaire. La récupération de l’or, par lixiviation, de 98% dans le compartiment de l’anode est plus que le double de celui de 46% du compartiment de la cathode. La cinétique de lixiviation est analysée avec le modèle du retrait de la bordure donné par: 1?(1?X)^1/3?=?kt et 1?3(1?X)^2/3+2(1?X)?=?kt. La cinétique est contrôlée par la chimie dans le compartiment de l’anode et par diffusion dans le compartiment de la cathode, respectivement. L’examen de la surface des échantillons lixiviés sous des conditions d’électro-oxydation ou d’électro-oxydation ultrasonique est effectué par XRD (diffraction des rayons X) et par SEM (microscopie électronique à balayage). On peut considérer ces résultats comme base de la compréhension de la lixiviation de concentré d’or réfractaire par électro-oxydation ultrasonique.     

火试金法测定铜精矿中的金和银量

本文讨论了PbO的作用及用量,建立了排除试样中铜、镍、铋杂质所需要PbO量的函数关系,论述了清除高含量铋的特殊方法,说明了熔渣硅酸度和铅扣量的选择原则和方法。     

某难浸金精矿硫脲法浸金试验研究

进行了某富硫高砷金精矿加添加剂CL硫脲浸金试验研究。试验研究结果表明,添加剂CL可以改善硫脲浸金过程,降低浸出所需的硫脲浓度,提高金浸出率,可使该金精矿的金浸出率达到89％以上。试验还探讨了浸出的最佳条件,并分析了添加剂CL对浸金机理的影响。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸- 石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后, 金的氰化浸出率由未预处理时的几乎为零提高到90%以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明, 金的浸出率基本上与联合预处理后金的氰化率相同。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸－石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后,金的氰化出率由未预处理时的几乎为零提高到90％以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明,金的浸出率基本上与联合预处理后的氰化率相同。     

高砷含锑难浸金精矿提金工艺的研究

研究了高砷含锑难浸金精矿的中温低压氧化酸浸 -石灰液或氨浸氧化的联合预处理技术的工艺和优化操作条件 ,讨论了催化氧化酸浸、石灰液氧化浸出及氧化氨浸中主要影响因素的作用规律。预处理后 ,金的氰化浸出率由未预处理时的几乎为零提高到 90 %以上。同时提出了一种酸浸渣直接氧压浸金的新过程 ,论述了酸浸渣中的元素硫在石灰液中氧压浸出的过程原理及主要条件因子的影响规律。结果表明 ,金的浸出率基本上与联合预处理后金的氰化率相同。     

降低精矿铜镍互含提高铜、镍回收率的试验研究

对铜镍混合精矿采用复合抑制剂JY406抑制镍,降低精矿铜镍互含,纤维素抑制矿泥,粗铜精矿一次精选后再磨至-0．040mm90％进行精选,达到铜镍分离,提高回收率的目的。试验获得了理想的铜、镍回收率。     

含碳高砷型难浸金精矿细菌氧化试验研究

广东省某含碳高砷型难浸金精矿，常规氰化金浸出率仅为15．02％，通过采用细菌氧化技术，使硫化物包裹金暴露或解离，吸附金的有机碳被钝化，金浸出率达到94．41％，获得了较理想的试验研究结果。