降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。     

某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究

某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。     

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。     

含金硫精矿氰化提金试验研究

采用氰化浸出工艺处理某矿山含金硫精矿,研究了矿石细度、氰化钠用量、浸出时间对金浸出率的影响。试验结果表明,磨矿细度-38μm占90.65%、氰化钠用量5 kg/t、氰化时间24 h条件下,获得最佳的金浸出率为42.12%。在直接氰化最佳条件下,添加硝酸铅用量800 g/t,金浸出率可提高13%。     

两段脱砷金焙砂的硫酸熟化酸解对氰化浸金过程的影响

针对两段焙砂中赤铁矿包裹造成渣含金过高的问题,结合铁氧化物包裹金的研究现状,重点研究了两段焙砂硫酸熟化过程的热重差热和微观结构变化以及对水浸渣的提金效果和氰化钠消耗量的影响。结果表明,生成水合硫酸盐过程主要发生在127.8~249.1℃,该过程中,物料的微观形貌由疏松多孔蜂窝状转变成疏松片状。两段焙砂用浓度75%的硫酸在250℃熟化90 min,水浸除铁率达91.69%,水浸渣氰化浸金率达95.54%,比焙砂直接氰化提高了近11%,氰化尾渣金品位由直接氰化浸出的9.10 g/t降至5.88 g/t,氰化钠消耗量也降低了近一半。研究结果对提高两段焙砂中金浸出率具有重要意义。     

提高某高银金精矿中银浸出率试验

为了充分回收某高银金精矿中的银,进行了强化浸出试验。结果表明:提高贫液中氰化钠浓度,有利于提高金、银的浸出率;采用醋酸铅为助浸剂可降低氰化钠的用量;采用碳酸氢铵作为助浸剂,可加速银的溶解,提升银的浸出率;在试样磨至-0.037 mm占95%,加贫液调至浓度为33%,氰化钠浓度为0.9%,浸出过程pH=12,搅拌浸出48 h,联合助浸剂碳酸氢铵+醋酸铅用量为5 kg/t+1 kg/t的情况下,金浸出率达91.2%、银浸出率达86.2%。     

新疆阿希金矿含砷难处理金精矿两段焙烧工艺

研究新疆阿希金矿含砷复杂金精矿的焙烧—浸出过程。结果表明,两段焙烧能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1 h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1 h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2 h,控制终点pH值1.0¹.5,酸浸渣细磨至-38μm约占90%,氰化钠用量为6 kg/t-酸浸渣,氰化浸出48 h,金浸出率达到92.94%。     

用搅拌磨湿法超细磨得金精矿的氰化浸出工艺研究

研究了搅拌磨湿法超细磨得金精矿（-20μm＞97%）的氰化浸出工艺,探讨了影响金精矿氰化浸出的因素,并与常规滚动式球磨机湿法磨得金精矿氰化浸出指标进行对比。结果表明,通过优化氰化浸出各种因素,可大大缩短氰化浸出时间,氰化钠和碱石灰用量分别降低了1 kg/t、1.47 kg/t,金的浸出率提高了0.49个百分点,浸渣含金量降低了0.21 g/t,效果显著。     

云南某金精矿氰化提金试验研究

对云南某金精矿进行氰化提金工艺研究,该金精矿含金33.3 g/t,其中金主要以自然金的形式赋存于硫铁矿物或风化的金属氧化物裂隙中。试验主要从磨矿细度、氰化钠用量、石灰用量、浸出时间、液固比等几个因素考察对浸出率的影响,并通过试验确定了最适宜的工艺条件,在此条件下金浸出率可达97.90%。同时,研究了加助浸剂双氧水对浸出率、氰化钠耗量、浸出时间等工艺参数的影响。结果表明,加助浸剂可显著加快金的浸出速率,缩短浸出时间,并减少NaCN消耗。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

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。     

广西某难处理金精矿氧化焙烧-氰化提金试验研究

针对广西某难处理金精矿,采用添加碳酸钠氧化焙烧—氰化提金工艺进行了试验研究。结果表明,焙砂中固硫率达85%、固砷率达95%、有机碳气化率为98%。焙砂再经氰化浸出,可使金浸出率达98%以上。为该类型高砷高碳金精矿提金提供了一条有效的利用途径。     

某高硫难处理金精矿超细磨提金试验研究

针对某高硫难处理金精矿中金大部分被黄铁矿包裹、直接氰化浸出金浸出率低的问题,采用超细磨-碱预处理-氰化浸出工艺处理金精矿,通过条件优化可获得金浸出率84.50%,氰化钠耗量控制在3 kg/t以内,该工艺简单、流程短、安全环保。     

山东某浮选金精矿氰化浸出实验研究

山东某浮选金精矿工艺矿物学研究表明,该精矿主要金属矿物为黄铁矿,铜、铅、锌、砷等金属元素含量都比较低,对该精矿采用氰化浸出金、银比较有利,浮选精矿含金品位平均为21.86 g/t,含银10.5 g/t、硫47.16％.矿物组成比较简单.实验结果表明,采用直接氰化搅拌浸出可以获得金浸出率为95.06％,银浸出率71.43％的良好指标.     

贵州某难浸金精矿固化焙烧-氰化提金试验

采用加熟石灰固化焙烧-氰化提金工艺流程对贵州某难浸金精矿进行了系统的试验研究.当金精矿含砷8.41%,硫23.75%,碳1.94%,金76.1 g/t时,固化焙烧预处理砷、硫固化率分别为97.56%和96.10%,金氰化浸出率88.12%.通过多相反应动力学理论与试验结果相结合探讨了XG添加剂在焙烧过程中的作用机理.XG添加剂能改善焙砂质量,显著地提高金的浸出率,同时可以缩短焙烧时间,并兼起固化剂的作用.     

环保型浸金试剂Sandioss在陕西某金精矿中的应用研究

采用环保型浸金试剂Sandioss,针对某金精矿进行了硫酸化焙烧-酸浸除铜-Sandioss浸出试验研究,考察了Sandioss用量、助浸剂SD-1010用量、浸出时间、液固比、保护碱等因素对金、银浸出率的影响,同时,采用活性炭对含金贵液进行了后续处理。研究表明,优化试验条件为:以Na OH作为保护碱,Sandioss浸出剂用量10 kg/t,助浸剂SD-1010用量20 kg/t,液固比1.5,反应时间48 h,在此条件下处理该金精矿,金浸出率高达97.47%,而且椰壳活性炭对Sandioss浸液中的金银吸附率都达到99%以上。研究结果为Sandioss替代传统氰化钠提金提供了技术支持。     

某含砷金精矿的焙烧氰化浸出工艺研究

采用化学物相分析法定量地研究了含砷金精矿及其焙砂中金的化学物相及其含量的变化，并对该精矿的焙烧及其氰化浸出过程进行了研究。介绍了焙烧温度和停留时间对该矿精的脱砷率和脱硫率以及浸出时间、氰化钠浓度、氧化钙浓度、液固比等对焙涛中氰化浸金率的影响。在最佳浸出条件下，其氰化浸金率可达到82％以上。     

低品位含金硫精矿氰化提金的试验研究

以武钢大冶铁矿硫精矿为研究对象, 对其进行了氰化法提金试验研究。试验结果表明, 大冶铁矿硫精矿氰化法提金的适宜条件为:磨矿细度-0.044 mm 粒级占90%, 硝酸铅用量300 g/ t, 溶液碱性预处理4 h, 氰化钠用量5.0 kg/t, 石灰用量2.0 kg/ t, 浸出时间36 h, 浸出浓度30%, pH =10.0 ～11.0, 金的浸出率可达到92.86%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。