硫代硫酸盐溶液浸取硫化金精矿中银的动力学研究

含铜的氨性硫代硫酸铵溶液浸取含铜硫化金精矿中银的动力学特征与浸取金类似，可分为前期反应、后期反应。只是初期溶解速度慢些，最终浸取率低些。浸取过程除与黄铁矿腐蚀过程有关外，银的络合与沉淀对浸取过程也有影响。比值控制最终浸取率。     

超声强化原位电氯化法浸取难处理金矿

对采用超声波和非超声波两种条件作用下原位电化学生成氧化剂浸取难处理金矿进行了研究.结果表明:采用超声波能够显著地提高金的浸出率,且缩短浸取反应时间.在没有超声波条件下采用原位电氯化法浸取6h,金的浸出率为54.84%;但在超声波作用下,金的浸出率可达90.68%.另外,通过对浸取前后矿渣的XRD图谱比较可知,没有使用超声强化的电氯化浸取后矿渣表面检测到元素硫,而用超声作用的矿渣表面则没有检测到硫.并由此分析了超声波对金矿浸出的作用机理和对电极反应的影响.     

低浓度硫代硫酸盐浸金

为了降低硫代硫酸盐浸金工艺中试剂材料的消耗,考察了硫代硫酸盐用量,铜的加入量及氨浓度对金浸取率的影响。结果表明:在适当条件下,用0.2 mol/L 硫代硫酸铵浸取液可使金浸出率达95%。与目前一般使用的硫代硫酸盐浸金方法相比,试剂消耗大为降低,同时减少了渣夹带损失,减轻了洗涤负荷,使工艺易于实施。     

白云岩和石英岩型铂族矿床中铂钯金的相态分析

以四川大岩子铂钯矿为研究对象,在岩矿鉴定的基础上,将白云岩、石英岩型铂族矿床中铂、钯和金的赋存状态划分为碳酸盐赋存相、硫化物赋存相、金属互化物相和残渣相。研究制定了各相态的浸取剂及浸取条件,并采用ICP-MS测定各相态中铂、钯和金的含量。结果表明,各元素各相态浸取量之和与样品各元素的总量之比分别为:铂94.3%~96.8%、钯99.9%~108%、金91.0%~99.1%;矿物中铂、钯和金主要分布在硫化物赋存相、金属互化物相中。     

氰氨混合溶液浸取含铜硫化精矿中的金和银

研究了含铜硫化精矿中氰化浸取金和银时加氨和其它铜络合剂的作用,及其用于降低氰化物消耗的可能性。用计算程序分析了氰氨混合溶液中铜和其它金属离子的热力学平衡取向。实验研究表明钠溶液中加入氨和 EDTA 有协同浸取作用,金的浸取率从86%提高到99%。浸取时间可缩短,同时银的浸取率也大幅度提高,并能有效地降低氰的消耗量。     

含铜硫化金矿浸取的矿物学研究

在研究了用氨性硫代硫酸盐溶液浸取含铜硫化金矿的基础上,进一步探讨了浸取过程中矿物物相的变化。通过扫描电镜、x射线粉末衍射、差热分析等检测方法,结合浸取的实验结果,查明了河台硫化金矿中金的赋存状态。用氨性硫代硫酸盐溶液浸取含铜硫化金矿时,发现氨水对硫代硫酸盐的协同效应是提高金浸取率的根本原因。     

金矿尾矿盐酸浸出砷的研究

采用盐酸作为浸取试剂,从金矿尾渣中浸取出砷。考察了盐酸的用量、浸取时间、液固比、以及温度条件对砷浸出率的影响,通过正交试验找出砷浸出的最佳工艺条件,对于1g尾渣,盐酸的用量为0.8mL、振荡浸取时间17min、液固比20:1、以及温度为25℃。所用试剂廉价易得,设备简单,操作方便,实现了金矿尾渣中砷的高效浸取。     

难浸金矿石的预处理法

用硫脲法和传统的氰化法处理含砷为9．09％、硫13．07％、金12．25g／t的难浸金矿石,其浸取率分别为72．38％和21．22％。采用氧化焙烧对该矿石进行预处理,可提高其浸取率,在氰化浸出和硫脲浸出中浸取率分别可达80．63％和89．80％。在硫脲浸出中,只需加少量的预处理剂,浸取率即可达90％以上。     

硫脲碳浆法处理浮选金精矿工艺研究

针对辽宁某地区浮选金精矿采用硫脲碳浆工艺进行研究,并对各种影响因素进行了实验,提出了硫脲碳浆法处理浮选金精矿提金的工艺方案.结果表明,金的浸出率达87.31%,吸附率为98.78%.该项技术具有浸取和吸附时间短,没有环境污染等优点,为工业应用提供技术依据.     

硫酸根存在下硫代硫酸铵溶液浸出硫化金精矿中金的动力学研究

含铜的氨性硫代硫酸铵溶液浸取合铜硫化金精矿中金的反应过程分为前期反应、后期反应两个阶段。前期为界面反应控制,后期为反应剂通过固体反应产物层的扩散过程控制。整个浸取过程都受载金矿物腐蚀反应所控制。体系中硫酸铵可能有两种作用:①NH_4~ 与NH_3组成缓冲液;②SO_4~(2-)抑制S_2O_3~(3-)氧化分解。体系中Cu~(2 )作为氧化剂,氧气使Cu~(2 )再生。     

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%。     

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。     

重金属强化含金矿石的氰化浸出

通过分析铊、铋、汞和铅等重金属强化金氰化溶解的电化学原理,对含金氧化物矿石和难浸硫化物金精矿进行了重金属强化浸金研究.结果表明:重金属对金氰化溶解的阳极过程有显著的强化作用,但在常规供氧条件下,金的溶解速率并未显著提高;只有同时采用阴极强化措施,才能使重金属起到显著提高金溶解速率的作用;对于含金氧化物矿石,单独采用重金属强化即可明显提高浸金速率,如果在过氧化氢助浸的基础上添加重金属,金的浸出速率会有更大幅度的提高;对硫化物金精矿而言,单独采用重金属无明显强化效果,只有在添加过氧化氢作为辅助氧化剂的基础上,重金属对金的浸出才能起到强化的作用,该体系中过氧化氢起到了强化阴极过程和氧化硫化物的双重作用.     

焙烧预处理过程中硫的转化对浸金的影响

以贵州某卡林型金矿为悁究对象,采用XRD、化恘分析等方法,探索了焙烧预处理过程中焙烧温度、焙烧时间对硫转化率与金浸出率之间相互影响规律。结果表明,在700℃温度下,焙烧1.5~2 h,可以充分打开金的硫化物包裹,浸出率近90%;硫转化率由83.01%升高至91.02%,金浸出率与硫转化率基本呈线性正相关关系,相关系数r=0.93517。     

Gold leaching with elemental sulfur in alkaline solutions under oxygen pressure

1　ＩＮＴＲＯＤＵＣＴＩＯＮＣｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓ ,ｃｈａｒａｃｔｅｒｉｚｅｄｂｙｅｆｆｅｃｔｉｖｅｎｅｓｓａｎｄｌｏｗｏｐｅｒａｔｉｎｇｃｏｓｔ,ａｓａｃｏｎｖｅｎｔｉｏｎａｌｔｅｃｈｎｏｌｏｇｙｆｏｒｇｏｌｄｅｘｔｒａｃｔｉｏｎｆｒｏｍｏｒｅｓ ,ｈａｓｂｅｅｎｕｓｅｄｉｎｉｎｄｕｓｔｒｙｆｏｒｏｖｅｒ 10 0ｙｅａｒｓ .Ｈｏｗｅｖｅｒｔｈｅｃｙａｎｉｄｅｉｓａｈｉｇｈｌｙｔｏｘｉｃｃｈｅｍｉｃａｌ,ａｎｄｃｏｍｍｅｒｃｉａｌｃｙａｎｉｄａｔｉｏｎｐｒｏｃｅｓｓｉｓｌｉｍｉｔｅｄｉｎｔ…     

Co-intensification of gold leaching with heavy metals and hydrogen peroxide

Co-intensification was researched to accelerate gold leaching with regards to its electrochemical nature by using anodic intensifiers of heavy metal ions (Pb2+, Bi3+, Tl+, Hg2+ and Ag+) on the basis of hydrogen peroxide assistant leaching on three different types of materials which were classified as a refractory sulphide gold concentrate, an easily leachable sulphide gold concentrate, and a low grade oxide gold ore according to their leaching characteristics. The results showed that, favorable co-intensification effects on the three materials were obtained and leaching time of gold was effectively shortened to no longer than 12 h from 16 to 24 h for hydrogen peroxide assistant leaching. For the five tested heavy metal ions, Bi3+and Tl+ presented co-intensifying effect on all the three materials, and Hg2+ caused co-intensifying effect on both refractory and easily leachable sulphide gold concentrates, and Pb2+ and Ag+ only had co-intensifying effect on the easily leachable sulphide gold concentrate.     

一种新的添加剂(Re-1)在硫脲浸金中的应用

报道了一种用于硫脲法浸金过程的新的Re－1型溶金添加剂,实验证实该添加剂可以改善硫脲浸金液状态,降低浸液硫脲浓度,提高金出率。可使含砷硫化原生矿的一次金浸出率达到89％以上。同时,测定了工艺的最佳条件并讨论了Re－1添加剂对浸金机理的影响。     

Differences of cyanide leaching between calcine and dust from refractory gold concentrates

Differences of cyanide leaching between the calcine and the dust from a refractory gold concentrate were investigated by comparative method. Results showed that gold leaching efficiencies of the calcine and the dust were 85.31% and 54.30%, respectively, with direct cyanidation. Contents and existing forms of arsenic and carbon were the main reasons for those differences. The maximum gold leaching efficiencies of the calcine and the dust were 87.70% and 58.60%, respectively, with cyanidation after NaOH pre-leaching. Harmful elements removal, gold loss in NaOH pre-leaching and iron oxides hindrance codetermined gold leaching efficiencies of the calcine and the dust. After H₂SO₄ pre-leaching, the maximum gold leaching efficiencies of the calcine and the dust achieved 94.96% and 80.40%, respectively. The effect of carbonaceous matter was the main reason for differences for leaching efficiencies of the calcine and the dust. Based on those differences, two proper gold extraction processes were put forward, and gold leaching efficiencies for the calcine and the dust achieved 94.91% and 91.90%, respectively.     

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。     

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%。