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。      

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。     

采用磁场强化浸出提高某含铜难浸金矿浸出率的试验研究

某含铜难浸金精矿常规硫脲浸出率仅48.71%,采用细菌预处理及磁场强化浸出后金浸出率可达92.86%。在常规硫脲浸出、低氧细菌预处理及氧化渣浸金试验中添加磁场可明显促进金的浸出,提高浸出率。     

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%。     

酸性硫脲浸出废旧手机线路板中金的研究

采用硝酸氧化预处理-酸性硫脲浸金法浸出废旧手机线路板中金, 考察了物料粒度、氧化剂Fe₂(SO₄)₃质量分数、pH值、硫脲浓度、温度等因素对酸性硫脲浸金过程的影响, 结果表明: 物料粒度越小, 金浸出率越高; 当氧化剂Fe₂(SO₄)₃用量0.3%、pH值1.5、硫脲浓度12 g/L、温度30 ℃, 磁力搅拌反应2 h, 金浸出率为88.54%。硝酸氧化预处理-酸性硫脲浸金工艺能高效、无毒地浸出手机线路板中的金, 为“城市矿山”开采提供技术支撑。     

某含硫砷难处理金矿提金工艺试验研究

某含硫、砷难处理金矿的浮选金精矿,采用常规氰化及硫脲浸出,其金浸出率均较低,仅分别为31.52%和33.71%。为此,笔者进行了细菌氧化预处理研究,并考察了硫脲浸出的条件以及磁场对硫脲浸金的强化作用。结果表明,采用细菌预处理和磁场强化浸出联合工艺,金浸出率可达90.06%。     

某硫铁矿烧渣的硫脲法浸金银研究

针对某硫铁矿烧渣进行了硫脲法搅拌浸金、银研究,考察了磨矿细度、硫脲浓度、pH值、液固比、搅拌时间、矿浆温度、浸出剂种类对金、银浸出率的影响。结果表明,适宜的搅拌浸出条件为: 磨矿细度-0.074 mm粒级占89%、硫脲浓度15 g/L、pH=2.5、液固比3、搅拌时间7.5 h、矿浆温度50 ℃,此条件下金、银浸出率分别达到84.8%、72.1%。     

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％。     

酸性硫脲中的炭吸附浸金工艺

本文论述用硫脲作浸出剂，从含金１０．５５ｇｔ／的金矿中回收金的优越性。从金回收率、浸出时间和化学试剂消耗量等指标看，硫脲浸出液加炭比常规浸出更有效。炭浆浸出１３ｈ，金的回收率可达９７．５％。     

酸性硫脲中的炭吸附浸金工艺

本文论述用硫脲作浸出剂，从含金１０．５５ｇｔ／的金矿中回收金的优越性。从金回收率、浸出时间和化学试剂消耗量等指标看，硫脲浸出液加炭比常规浸出更有效，炭浆浸出１３ｈ，全的回收率可达９７．５％。     

含硫试剂对某难处理金精矿的浸出研究

在对某难处理金精矿进行工艺矿物学研究的基础上,用硫脲、硫代硫酸盐、硫氰酸盐和改性石硫合剂等含硫试剂对其进行了浸出试验研究。结果表明,该精矿属典型的黄铁矿与毒砂包裹的难处理金矿,约20%的金被包裹,改性石硫合剂可部分将矿物的包裹氧化,浸出率达80％以上,适用于此矿的浸出,并分析推测了浸出试剂与矿物的作用机理。     

银金精矿的硫脲与氰化物浸出及难浸原因探讨

研究了非控电位与控电位下银精矿的硫脲浸出过程及其氰化浸出工艺，并通过化学物相分析查明银金精矿难浸的原因．结果表明：由于约50％的银包裹在黄铁矿等载体矿物中，采用硫脲或氰化浸出工艺前须对银精矿进行预处理；同时发现在银金比很大的情况下，银金矿中有机炭的“劫金”作用微弱．     

Research status and prospect of gold leaching in alkaline thiourea solution

In this paper, fundamentals, development and the recent research progresses of gold leaching in alkaline thiourea solution, which is the most prospective substitute for dissolving gold in cyanide solution, are reviewed. The mechanism of gold dissolution is the theoretical foundations for gold leaching in thiourea solution. The suitable oxidant should be the substances with moderate redox potential. An efficient stabilizing reagent selected for alkaline thiourea must be satisfied with two conditions: i.e., easily forming hydrogen–sulfur bond and a stable orbicular structure with thiourea molecular in alkaline medium. A series of electrochemical behaviors, adaptability to leach different gold ores and the correlative fundamentals have been studied in detail, gold leaching rate has been improved to 82.68%, the selectivity of gold dissolution has been anatomied based on complex theory. At present, the dissolution process and mechanism are not very well understood, the leaching rate is still lower than that of cyanidation and further studies are needed. It should be believed that gold leaching rate would be improved on a large degree when the key questions are resolved. These fundamentals are of vitally importance that gold leaching in alkaline thiourea solution quickly, high-efficiently and nontoxically will be realized industrially and successfully, translation of this new method into productivity will be quickened, widely industrial application of alkaline thiourea will be propelled, and persistent and harmonized development of gold industry will be accelerated.     

金精矿/软锰矿联合浸出提取金、锰工艺研究

以湖南黄金洞高砷高硫金精矿为原料, 开展了金精矿/软锰矿联合浸出提取金、锰新工艺研究。两矿氧化还原浸出, 可同时实现软锰矿还原浸出与黄铁矿、毒砂氧化分解。两段氧化还原浸出条件为: 两矿比5.4∶1, 酸矿比0.98∶1, 温度90 ℃, Ⅰ、Ⅱ段浸出时间分别为4 h和24 h, 在此条件下锰浸出率大于95%, 黄铁矿、毒砂分解率达到了99%; 氧化还原浸出渣金氰化浸出率随黄铁矿、毒砂氧化分解率提高而提高, 但在硫化矿几乎完全氧化分解情况下, 仅为70.56%, 有待进一步查明原因, 从而优化氰化浸出工艺条件。