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。     

微细浸染型金矿强化湿法预处理研究

采用两段充气预处理-非氰化工艺浸出微细浸染型金矿,研究了浸出条件对金浸出效率的影响。结果表明,在氧化和碱浸预处理2个阶段充气可提高金浸出率;氧化预处理2 h后,加入氢氧化钠(20 kg/t)碱浸预处理4 h,加入氧化钙(40 kg/t)替代氢氧化钠,用TY-3浸出剂(8 kg/t)浸出4 h,金浸出率可达87.21%。浸出渣的物相分析、扫描电镜观察及X射线能谱分析结果显示,硅酸盐、碳酸盐中的金可被有效浸出,浸出渣中的石英、黄铁矿表面发生腐蚀,部分黄铁矿氧化。     

四川某低品位微细粒氧化金矿非氰浸出试验研究

对金品位为2.02 g/t的某低品位氧化微细粒金矿开展了全泥浸出提取金的试验研究。优选出非氰浸出剂CC-1,确定了相应工艺参数,在此基础上开展了3个粒级柱浸试验,对柱浸含金溶液进行了活性炭吸附试验,研究表明该矿石适宜于利用非氰浸出剂CC-1堆浸回收金。矿石磨至-200目占80%、矿浆液固比2:1、石灰用量3000 g/t原矿、CC-1浓度0.10%、浸出时间30 h条件下金浸出率92.75%;在石灰用量3000 g/t、CC-1浓度0.10%、浸出时间10 d时-10 mm矿样Au浸出率92.46%,浸出时间15 d时-20 mm及-30 mm矿样Au浸出率分别为91.49%、89.24%。采用CC-1作为浸出剂的含Au溶液活性炭吸附率为95.72%~97.11%。     

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。     

含金硫酸渣硫酸盐化焙烧-氯化浸金研究

针对难处理含金硫酸渣进行了硫酸盐化焙烧-氯化(氯酸钠-氯盐)浸出试验研究,考察了氯酸钠用量、氯化钠用量、液固比、浸出时间、浸出温度、焙烧预处理等因素对金浸出率的影响。研究结果表明,在优化的试验条件:氯化钠用量为80 kg/t,氯酸钠100 kg/t,反应温度80℃,液固比为3,反应时间为4 h下,处理该含金硫酸渣可以得到91.44%的金浸出率。     

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%。     

超声波强化氰化法浸金的研究

考察了超声波强化浸出过程中主要影响因素对金浸出率的影响。结果表明,超声强化手段在浸出过程中具有明显的作用。采用超声强化浸出5 h后最高浸出率为80.5%。功率适当时超声波促进了金的浸出,但是过大的超声功率反而降低了金的浸出率。保证足够的氰化钠用量是超声强化浸金的重要条件。超声强化浸出的主要作用机理是超声波破坏了矿料钝化的复盖层,加速了固液介面的流动和交换,从而加速了化学和电化学反应。     

某氰化渣的改性石硫合剂法浸金研究

某氰化渣中金的品位为12.03 g/t,氰化渣里游离金的颗粒极细,并且被铁氧化物包裹,难以解离,属于难浸类金矿。采用改性石硫合剂对氰化渣进行了浸金研究,考察了超细磨时间、氧化剂用量、矿浆p H和搅拌时间对金浸出率的影响。优化实验条件为:超细磨时间2 h、氧化剂Ca O2用量0.78 g/500 g、矿浆p H≈11.5、液固比2:1、搅拌浸出时间24 h,金的浸出率达78.57%。     

氢氧化钠浸出含砷金矿中砷

随着易处理金矿的减少,含砷金矿已成为金提取的重要资源,但砷对金浸出有不利影响,需要在浸金之前进行去除。进行了氢氧化钠溶液浸出金矿中砷的研究,考察了浸出时间、氢氧化钠用量及液固比等因素对金矿中砷浸出的影响。氢氧化钠溶液可以将金矿中的Fe As S及As S分解为Fe S2和As2O3,通过正交实验及单因素实验获得了较优的砷浸出条件。在温度100℃、氢氧化钠用量500 kg/t、浸出时间2.5 h、液固比5:1的条件下,砷的浸出率达到80.10%。     

低品位铁锰型金银矿的硫脲浸出研究

对铁锰型金银矿采用预先浸锰工艺,使被二氧化锰包裹金银裸露出来,同时降低硫脲浸出金银时的氧化还原电位,有效减少了硫脲消耗量.结果表明,当矿样为200g,经浸锰预处理后,在pH =1.5,电位300mV,亚硫酸钠6g,浸出时间4h的最佳条件下,金、银的浸出率分别为98%、45%,硫脲消耗仅为6kg/t.     

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。     

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%。     

从低品位含金尾矿中回收金的堆浸参数研究

辽宁丹东某铜矿尾矿金品位为1.35 g/t,属低品位难处理金矿。采用柱浸模拟现场堆浸工艺条件,对工艺参数进行了模拟试验。条件实验表明,在浸出剂氰化钠浓度为0.10%、石灰水喷淋调整浸出液pH=11、矿层高度305 mm、在10℃以上浸出120 h,金浸出率为58.14%。放大试验延长浸出时间至480 h,金浸出率达到70%左右。获得的工艺参数可为堆浸生产提供指导。     

石煤钒矿硫酸活化常压浸出提钒工艺

研究石煤钒矿的硫酸活化提钒方法。分别考察矿石粒度、硫酸浓度、活化剂用量、催化剂用量、反应温度、反应时间和浸出液固比等因素对钒浸出率的影响。结果表明:石煤提钒的优化条件为矿石粒度小于74μm的占80%、硫酸浓度150 g/L、活化剂CaF2用量(相对于矿石)60 kg/t、催化剂R用量20 g/L、反应温度90℃、反应时间6 h、液固比(体积/质量,mL/g)2:1,在此优化条件下,钒浸出率可达94%以上;在优化条件下,采用两段逆流浸出,可有效减少活化剂CaF2以及浸出剂硫酸的消耗量;经过两段逆流浸出萃取反萃氧化水解工艺,全流程钒资源总回收率可达86.9%;V2O5产品纯度高于99.5%。     

难处理金矿非氰提金方法研究现状

简要叙述了难处理金矿资源现状,分别介绍了硫脲法、硫代硫酸盐法、卤素法、石硫合剂法等非氰提金方法的浸出机理及国内外最新研究状况,综合比较各种方法的优缺点,最后指出其今后发展方向。     

Increasing leaching rate of gold cyanide of two-stage calcination generated from refractory ore containing arsenopyrite and pyrrhotite

For the gold locked within hematite in the two-stage calcination, which leads to a low gold leaching rate, the present work is aiming at pretreating the calcination to selectively dissolve hematite. The calcination was pretreated by sulfuric acid with cosolvent B. The factors influencing the hematite dissolution rate were studied, and the pretreatment parameters considered were H₂SO₄ content, B dosage and added time, leaching temperature and time. Simultaneously, mineralogy analysis of the calcination, H₂SO₄ pretreatment residue and cyanide leaching residue were also carried out. Results indicate that the hematite dissolution rate is quicker, the dissolution temperature is lower and the dissolution time is shorter in the role of cosolvent B than without B. At the same time, the gold locked within hematite is effectively released, so the leaching rate of gold cyanide increases about 10 % than that in actual factory production. The results have an actual significance in guiding industrial production.