复杂金精矿焙砂酸浸-氰化工艺的研究及金银物相演变规律

研究了复杂金精矿焙砂酸浸—氰化工艺酸浸分铜工序铜浸出率,以及后续氰化过程金、银浸出率的影响。结果表明:在浸出温度363K、浸出时间3h、硫酸浓度1.0mol/L、搅拌转速300r/min、液固比4∶1的较优条件下,金、银、铜的浸出率分别为93.21%、83.25%、95.57%。硅酸盐包裹是造成银浸出率低的主要原因。无添加剂直接焙烧,氰化渣中硅酸盐包裹银占渣含银总量的60.30%;在焙烧过程中添加氢氧化钠可以有效降低硅酸盐对银的包裹,有效提高银的浸出率,氰化渣中硅酸盐包裹银仅占渣含银总量的27.56%。     

复杂金精矿焙砂酸浸氰化工艺研究及金银物相演变规律

研究了复杂金精矿焙砂酸浸—氰化工艺酸浸分铜工序铜浸出率,以及后续氰化过程金、银浸出率的影响。结果表明:在浸出温度363K、浸出时间3h、硫酸浓度1.0mol/L、搅拌转速300r/min、液固比4∶1的较优条件下,金、银、铜的浸出率分别为93.21%、83.25%、95.57%。硅酸盐包裹是造成银浸出率低的主要原因。无添加剂直接焙烧,氰化渣中硅酸盐包裹银占渣含银总量的60.30%;在焙烧过程中添加氢氧化钠可以有效降低硅酸盐对银的包裹,有效提高银的浸出率,氰化渣中硅酸盐包裹银仅占渣含银总量的27.56%。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

加钠盐焙烧提高银浸出率的试验研究及生产实践

针对焙烧—氰化法银回收率偏低的问题,在金精矿焙烧时加入钠盐,可有效提高焙烧—氰化银的浸出率。该方法应用于不同类型金精矿的生产实践表明,氰化银的浸出率可提高30%以上,且不影响制酸和金、铜的回收。     

某含金银硫精矿焙烧—氰化浸出试验研究

针对云南某低品位含金银硫精矿硫含量高,直接氰化浸出金、银回收率低等问题,进行了焙烧—氰化浸出试验研究。结果表明:硫精矿经过焙烧脱硫后氰化浸出,金、银浸出率得到大幅提高,在焙烧温度600℃,焙烧时间3 h,石灰调p H值至11,搅拌速度1 380 r/min,磨矿细度-0.043 mm占92.48%,氰化钠用量3 kg/t,矿浆液固比3∶1,浸出时间36 h的最佳条件下,金浸出率可达81.41%,银浸出率46.77%,较直接氰化浸出分别提高42.22百分点和26.77百分点。     

添加剂CaO对含金、银硫精矿氧化焙烧过程的影响

云南某含金、银硫精矿硫品位 44.24%,金、银品位分别为 3.07g/t、36.3g/t,金主要以裸露金的形式存在,银主要以硫化银和硫化物包裹银的形式存在。氧化焙烧预处理后,金、银浸出率分别为 79.66%、68.13%,高温下氧化铁会出现熔融状态,对金、银进行二次包裹。加入焙烧添加剂 CaO,金浸出率提高至86.56%,银浸出率提高至 68.43%。CaO 与 Fe2O3、SiO2 的亲和力大于 ZnO,焙烧过程加入 CaO 与 ZnO·SiO2、PbO·SiO2 与 FeO·SiO2 反应,形成 CaO·SiO2,阻碍致密 ZnO·SiO2、PbO·SiO2 和 FeO·SiO2 形成,减少其对金、银的包裹,焙砂硅酸盐包裹金由 0.52g/t 降低至 0.13g/t。     

难处理高银金精矿回收技术的研究与应用

某难处理金精矿银含量高,有害杂质含量高,矿物成分复杂,原矿银300g/t小型实验采用硫酸化焙烧—氰化提银工艺,银的浸出率达到54.93%,通过在硫酸化焙烧过程中加入适量的提银剂,优化氰化条件,氰化提银后银的浸出率达到84.81%,银的浸出率提高了29.88%,在现场应用中达到了小型试验效果,经济效益明显。     

从银精矿中浸出金银的工艺优化试验研究

研究了采用直接氰化浸出及浸出渣焙烧—硫酸浸出—氰化浸出工艺从银精矿中回收银。试验结果表明:银精矿先氰化浸出部分裸露的银,再对氰化浸出渣进行焙烧、酸浸及氰化浸出,银总浸出率达85.06%;直接氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度1.5g/L,氰化浸出时间36h;氰化浸出渣的最佳焙烧条件为钠盐(片碱)添加量7kg/t,在马弗炉中焙烧1h,焙烧温度630℃;焙烧渣用硫酸浸出,最佳条件为硫酸质量浓度8g/L,浸出时间1.5h;酸浸渣氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度2g/L,氰化浸出时间36h。     

氰化—铁盐氧化法从炭质银精矿中提取金银试验研究

针对含金 17.3g/t、银 4 4 0 0g/t的炭质银精矿 ,提出了氰化浸金—强化提银两段浸出新工艺 ,并对其浸出过程进行了研究。研究结果表明采用先金后银工艺 ,避免了在氰化浸出过程中炭质物对提金过程的影响。在氰化浸出段 ,金、银的浸出率分别大于92 %和 70 % ;而残存在氰化渣中的部分难浸银可在后续的强氧化浸出段予以回收 ,使银的总浸出率可大于 95%     

沸腾焙烧预氧化处理含砷金精矿工艺研究

对沸腾焙烧预氧化处理含砷金精矿的工艺过程进行了研究。考察了焙烧气氛、焙烧预处理剂等因素对焙砂表面形貌、金银浸出率及氰化尾渣中金银残留量的影响。结果表明：含砷难处理金精矿在富氧焙烧气氛下所得焙砂表面出现气孔较为均匀的形貌;对氰原（氰化原料,酸浸渣）与氰化尾渣中金银进行化学物相分析发现,硅酸盐包裹是影响金银氰化浸出的主要因素。富氧焙烧气氛下,采用NaOH︰Na2CO3=1︰2复合添加剂所得氰原中硅酸盐包裹金银占比明显下降,焙烧效果大幅改善,金、银浸出率分别提高7.27与13.6个百分点。     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件.结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57％,酸浸铜浸出率66.45％、硫浸出率88.28％、砷浸出率50.70％,氰化浸出金...     

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜

采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明,焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为:焙烧添加剂NaOH用量为6 %,温度630 ℃,焙烧时间3 h,硫酸浓度1 mol/L,酸浸液固体积质量比5:1,酸浸温度50 ℃,酸浸4 h,氰化纳浓度3 ‰,氰化浸出液固体积质量比5:1,常温氰化72 h.在上述条件下,金、银、铜浸出率分别达到93.53 %、75.37 %、94.23 %.      

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

从含铜金黄铁矿中综合回收金属铜与金的研究

针对某含有金、银、铜等多种有价元素的黄铁矿,在对其原矿物化性质分析的基础上,通过低温氧化焙烧,烟气制酸,焙砂硫酸浸铜,浸铜渣氰化浸金的工艺对该黄铁矿实现了综合利用.使用上述工艺对含硫45.85%(质量分数)、含铜1.92%(质量分数)、含金1.60 g/t的黄铁矿进行处理,得到铜的浸出率为90.09%,金的浸出率可达70%,氰化渣中铁的含量为63.46%,可作为铁精矿外售.金、铜、铁等有价组分实现了综合回收.      

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究

对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO＋NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15．85％和30．44％。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧-酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。     

高铜金精矿焙烧浸出提取金铜

对通常氰化法难以处理的高铜金精矿（Ｃｕ１５％、Ａｕ４２ｇ／ｔ）采用焙烧浸出新工艺，可获得金９８．７４％、铜９３．０３％的冶炼回收率。建设５０ｔ／ｄ规模冶炼厂的投资利税率２３．４８％，利润率１５．９４％，内部收益率１８．１５％，效益显著。本工艺技术经济指标优于火法     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

某氰化尾矿中金铜铅铁的综合回收试验研究

云南某矿氰化尾矿中含有金铜铅铁等有价元素。为了充分利用矿产资源,对该氰化尾矿进行了选矿综合回收试验研究。试验结果表明：通过提高磨矿细度和延长浸出时间,氰化尾矿金品位由0.83 g/t可以降至0.35 g/t;采用异戊基黄药和环烷酸皂混合捕收剂选铅,可得到品位和回收率分别为46.83%和35.15%的铅精矿;采用CL-5消除矿浆中游离氰以及铅浮选残留药剂对铜浮选的影响,活化剂AS-2和Na2S活化铜,混合黄药T820、F-1黑药和C5-9羟肟酸作混合捕收剂选铜,可得到品位和回收率分别为17.72%和53.33%的铜精矿;磁选回收铁矿物,先弱磁后强磁,可以得到品位64%和51%两种铁精矿。     

提高含砷金精矿二段焙烧-氰化工艺金浸出率的试验研究

在试验研究基础上,提出了一种提高含砷金精矿二段焙烧-氰化浸出工艺金浸出率方法.试验结果表明,含砷金精矿经一段焙烧(450～500℃)除砷后,加入一定量的添加剂SR,再进行二段焙烧(630～650℃),然后经稀硫酸除铜后进行氰化浸出,可使金的氰化浸出率提高4.65%.该方法可获得较好的经济效益和社会效益.