高砷锑金精矿矿浆电解小型试验研究

研究了"矿浆电解法"在高砷锑金精矿浸出中的应用。系列条件试验结果表明,矿浆电解处理高砷锑金精矿较优的工艺条件为50 g精矿、电流2.04 A、温度60℃、时间6 h、HCl 30 g/L、NH4Cl 200 g/L、Fe3+3 g/L、L/S=15²0∶1。在该条件下对精矿进行了综合验证试验,锑的浸出率达到99%,浸出渣含锑小于0.5%,金和砷均抑留在渣中待处理,阴极电沉积锑含锑98.5%、砷0.11%、金0.12 g/t。矿浆电解法处理高砷锑金精矿运行效果良好且稳定。     

某含砷锑难选金精矿氰化浸金试验

对某含砷锑难选金精矿进行了预先碱浸-焙烧-氰化试验研究,着重探讨了硫化钠浓度、浸出温度、浸出时间、焙烧温度对试验结果的影响。试验结果表明：在硫化钠浓度为90 g/L、氢氧化钠浓度为20 g/L、液固比为1∶1的条件下常温浸出30 min,锑的浸出率为96.55%;碱浸渣在750 ℃焙烧1.5 h、焙烧渣在液固比为1.5∶1、pH值为10～11、氰化钠浓度为8 kg/t的条件下氰化浸出48 h,获得了金浸出率为84.82%的试验指标。     

低品位含金硫精矿硫脲法浸金试验研究

试验研究结果表明,该低品位含金硫精矿用硫脲法浸金在技术上是可行的。当试样磨至-0.044mm90%,经稀硫酸预浸后进行硫脲浸出,硫脲用量为5g/t、浸出时间为6h时,金的浸出率达81.09%。     

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。      

难处理含砷金精矿的生物预氧化—硫脲浸金工艺研究

本文用氧化亚铁硫杆菌（Ｔｈｉｏｂａｃｉｌｕｓｆｅｒｒｏｏｘｉｄａｎｓ）对含砷金精矿进行了氧化预处理脱砷实验，脱砷率达９８％。生物浸渣用ＳＯ２－硫脲浸取体系浸出金，不仅降低了硫脲用量，而且缩短了浸出时间，金的浸出率达９５％以上。该工艺具有广阔的应用前景。     

某高砷金精矿强化氰化浸出试验研究

国外某含砷金精矿含金29.92g/t、砷10.27%,针对该高砷金精矿,在工艺矿物学研究的基础上,进行了碱预浸、常规浸出、助浸剂强化浸出试验。试验结果表明,常规浸出60h,金浸出率为86.83%,加浸出剂2强化浸出48h,金浸出率达到92.95%,助浸剂2强化浸出不仅能提高金浸出率,而且能加快金的浸出速度,强化效果明显。     

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%。     

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。     

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.     

山东某硫铁矿烧渣非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺研究

针对山东某TFe含量为52.30%、Au品位为1.28 g/t的硫铁矿烧渣, 采用非氰浸金-浸渣磁选回收铁的工艺回收烧渣中金和铁。试验结果表明, 当碳酸钠用量为15 kg/t、KBF-1用量为4.0 kg/t、搅拌浸出槽转子转速为1794 r/min、搅拌浸出时间为40 h时, 硫铁矿烧渣中金浸出率较高, 为64.19%。以浸金渣为原料磁选回收铁, 当磁场强度为318.47 kA/m时, 铁精矿中铁品位为64.83%、产率为78.40%、回收率为88.32%。研究结果表明, 非氰浸金-浸渣磁选回收铁工艺对山东某硫铁矿烧渣中金和铁回收是可行的。     

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%。     

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。     

四川某含砷难处理金精矿细菌氧化—无氰提金试验

四川某高硫高砷金精矿中的金主要以银金矿的形式存在,主要载体矿物为黄铁矿和毒砂,金矿物以极微细粒包裹在硫化矿物中,常规碳浆法氰化浸金效果极不理想。为高效、低毒浸出该精矿中的金,以经驯化的Acidithiobacillus ferrooxidans和Leptospirillum ferrooxidans混合菌群为氧化预处理微生物,采用细菌氧化—无氰浸金工艺研究了浸矿条件。结果表明,对金品位为46.87 g/t、含砷8.56%、含硫15.08%的金精矿,在试样粒度为45~0μm、矿浆浓度为120 g/L、初始p H=2、Fe2+初始浓度为1.5 g/L、细菌接种量为20%情况下细菌氧化预处理12 d,再在无氰浸金新药剂用量为4 kg/t的情况下浸出4 h,金浸出率可达81.67%,高于常规碳浆法氰化浸金效率约60个百分点,浸金效果良好。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

高硫难浸金精矿氧化渣中单质硫的深入氧化研究

黄铁矿包裹型难浸金精矿-软锰矿氧化处理过程中, 生成单质硫, 影响了后续氰化浸金效果, 为此进行了含单质硫氧化渣的深入氧化研究。结果表明, 在碱性环境下, 用过氧化钠作氧化剂实现了单质硫的高效氧化; 当渣中单质硫含量低于1.5%时, 氰化浸出时金的浸出率达到90%以上。     

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。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

某难浸浮选金精矿碱式预处理-氰化提金工艺

某浮选金品位65．20g／t，含砷15．40％、硫25．64％。84％以上金被黄铁矿、毒砂和脉石包裹，为难浸金精矿。在常温常压下进行碱式预处理。再接氰化和炭吸附提金。结果表明。在NaCN用量6．5kg／t和炭浆浓度17．5g／L。炭浸24h条件下，金浸出率达93．42％。金吸附回收率达99．67％。