难选金矿自洁焙烧预氧化实践

针对我国西部某含砷含碳含锑微细粒浸染型难选金矿 ,采用原矿直接焙烧预氧化 -焙砂再磨—氰化工艺进行小型试验 ,在小型试验的基础上进行了 5 0 0t/d规模的焙烧预氧化装置设计和生产试运行 ,1年多的试生产指标表明金的浸出率平均达到了 70 %以上 ,较该矿石直接氰化金浸出率 12 .65 %相比有了较大的提高。同时 ,在无任何化学添加剂的状况下 ,矿石焙烧固砷率83 % ,固硫率 67% ,基本上实现了自洁焙烧     

高砷高硫难处理金精矿生物预氧化—氰化炭浸提金试验研究

研究了采用生物预氧化—氰化炭浸工艺从广西某高砷高硫难处理金精矿中提取金,考察了矿浆浓度、体系pH、氧化时间、溶氧量对金浸出率的影响。试验结果表明:采用生物预氧化—氰化炭浸工艺,金浸出率由直接氰化浸出时的16.35%提高到77.78%,浸出效果较好。     

某难处理金矿热压预氧化—氰化工艺研究

国内某难处理金矿金品位为14.80×10-6,含有0.47%的有机碳,95%以上的金为金属硫化物包裹金,常规氰化浸出率仅有21.89%。采用酸性热压—氰化工艺,研究矿浆浓度、时间、温度、氧分压和转速条件等因素对金氰化浸出率的影响。结果表明:采用热压预氧化处理金矿石能有效打开金包裹,硫氧化率98%,预处理后金的氰化浸出率97%。     

含砷碳金精矿焙烧预氧化—氰化提金工艺试验研究

对某含砷、含碳金精矿进行常规氰化浸出,金浸出率仅为40.82%。采用焙烧预氧化—氰化提金工艺进行处理,取得了较好的技术指标:砷、硫、碳脱除率分别为71.23%、96.60%、87.63%,金氰化浸出率达到91.40%。这为有效利用含砷、含碳双重难处理金矿资源提供了技术依据。     

极难处理金精矿联合工艺提金试验研究

阐述了极难处理金精矿的特点以及提金难点。对含砷、高碳型金矿石进行了提金工艺研究,结果表明:采用生物氧化—氰化提金工艺,金回收效果并不理想,金浸出率为80.26%;而采用生物氧化—焙烧—氰化联合工艺提金,能获得较佳的金回收指标,金浸出率可提高到91.94%。     

某含砷含碳微细粒难处理金精矿预氧化-氰化提金工艺研究

某含砷含碳微细粒难处理金精矿劫金性能分析表明,劫金指数为2. 52 g·t-1,劫金能力为105. 93 g·t-1,属于高劫金难处理金精矿。为获得适宜的预氧化-提金工艺,比较研究了焙烧、臭氧、微波、化学、生物等预氧化工艺,并对预氧化渣进行了氰化浸出。结果表明:该金精矿适宜的处理工艺为生物预氧化-氰化浸出-强化浸出。金精矿经生物预氧化12 d,硫和砷的氧化率分别为85. 26%和65. 75%,生物预氧化渣经氰化浸出和强化浸出,最终黄铁矿氧化率达到98. 70%,金浸出率为82. 77%,有机碳降解率为7. 45%。拉曼光谱分析表明,金精矿中碳质物的石墨化程度较低,劫金能力较强。经生物预氧化后有机碳含量有所减少,石墨化程度降低,但碳质物的劫金性能增强。金物相分析发现,部分金不能浸出主要为有机碳劫金及脉石包裹所致。     

某碳质金矿石加压预氧化—氰化工艺研究

国内西南某碳质难处理金矿石,其金精矿金品位25.16 g/t,硫化物包裹金占比达94.91%,且有机碳高达6.23%。针对矿石性质,进行了加压预氧化—氰化工艺研究。结果表明:原矿、金精矿常规氰化金浸出率分别仅为14.69%、10.73%;金精矿与原矿混合配矿,利用酸性热压氧化—氰化工艺进行处理,S~(2-)氧化率达99%以上,硫化物包裹金得以裸露,当有机碳为4.27%时,金氰化浸出率在95%左右;控制初始硫质量分数为23.2%,可实现系统酸平衡;氧化液返回酸化不影响硫的氧化和金的回收,且可减少生产成本。     

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。     

含铜金精矿热压预氧化—氰化综合回收金铜试验

对某含铜金精矿进行了热压预氧化—氰化综合回收金铜试验,探讨热压预氧化阶段矿石粒度、时间、温度、氧化分压和液固比对铜浸出率的影响。结果表明,在矿石粒度-44μm占85%、时间2.0h、温度210℃、氧分压0.8 MPa和液固比4∶1的条件下,铜浸出率为98.92%。预氧化渣在矿浆浓度为33%、pH=10~11和氰化钠浓度1‰的条件下浸出24h,金浸出率由常规氰化浸出的48.65%提高到98.41%,氰化钠耗量由常规氰化浸出的33.27kg/t下降至1.67kg/t。实现了金、铜的综合回收。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

高砷难处理金矿生物搅拌预氧化工艺研究

研究了矿浆浓度、氧化时间、充气量和氧化过程pH值对某高砷难处理金矿生物搅拌预氧化工艺的影响。结果表明,在矿浆浓度17%、氧化时间7 d、搅拌速度300 rpm、温度40℃、充气量0.4 m3.L-1.h-1、初始pH=2.0、细菌转接量10%,氧化过程不控制pH值时,硫化物氧化率为80.95%,金的浸出率为82.31%。氰化尾渣中硫化物包裹金占其中总金的53.53%,氧化废液中和可使各种有害金属离子达标排放。     

云南某卡林型金矿石堆浸生物氧化半工业试验

云南某金矿矿石,含砷及吸附氰化已溶金碳质物和黏土矿物,金以超显微赋存于其他矿物中,属卡林型金矿石,直接氰化金的浸出率为3．17％-4．7％。采用堆浸生物氧化,经过6个月的预处理后,矿石中金的堆浸氰化浸出率可达65．5％。     

难浸金精矿细菌氧化-氰化浸出试验研究(上)

通过在难浸金精矿中掺入一定比例的骨架材料，解决了矿堆渗透性差的难题。选用适宜菌种进行细菌氧化，再氰化浸出，金浸出率由常规氰化法的62．88％提高到96．41％。结果表明，在适宜条件下，对金精矿进行静态氧化、氰化浸出，有助于降低生产成本。     

高砷硫金精矿提金研究

广西贵港金精矿含15%～22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%～36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%～98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%～99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。     

用锌粉从高铜铅含氰贵液中置换金银

遂昌金矿采用氰化法处理高铜铅锌金精矿，由于浸出液中重金属含量偏高，在用锌粉置换金和银时置换率偏低，最低时金置换率只有12．66％。采用预先沉铅提高氰化物和碱浓度-锌粉置换-酸化除铜-酸化废液调浆返回浸出的工艺，很好地解决了浸出贵液中的重金属含量偏高而影响金置换率低的难题。     

新疆哈图金矿金精矿细菌氧化一氰化提金试验研究

新疆哈图金矿矿石易浮选,难氰化浸出。金精矿直接氰化试验金浸出率仅为50％。采用细菌氧化-氰化提金工艺,金浸出率达到97．12％,试验指标较为理想。     

鹿儿坝含砷难浸金矿石细菌氧化柱浸试验研究

介绍了鹿儿坝含砷难浸金矿石细菌氧化柱浸试验研究结果。对５ｍｉｎ粒度的试验样品,采用Ｔ１１０１细菌氧化６８ｄ,砷的氧化率达到５９．３２％,金的浸出率为７２．９９％,比直接氰化柱浸金浸出率提高６０％以上,有效地解决了试验矿石的难浸问题。     

碱浸预处理提高某含砷锑难处理金精矿回收率的试验研究

内蒙古某黄金矿山金精矿中,金主要包裹在黄铁矿及砷黄铁矿中,同时还有锑金属硫化物的存在。氰化浸出生产工艺中金的回收率比较低,只有76.63%。通过常规氰化工艺条件优化试验,金的回收率最高可达到80.15%。对该低品位含砷、锑难处理金精矿进行碱浸预处理,优先除砷、锑,以提高金氰化浸出率。确定了生产操作的最佳工艺条件,金的氰化回收率由原来的76.63%提高到92%,试验获得了较好技术指标和经济效益。     

某难处理金矿热压氧化渣预处理试验研究

高铜难处理金矿经酸性热压氧化后,铜基本被浸出进入溶液中,消除了铜对氰化过程的影响,而银在热压处理过程中易与生成的黄钾铁矾相结合,生成难处理的银铁矾[AgFe₃（SO₄）₂（OH）₆],在随后的常规氰化试验中,金回收率达99%以上,但银回收率不足10%。针对银回收率低的问题,系统考察了矿浆浓度、NaCN浓度、石灰用量、预处理温度和时间、氰化时间及炭密度等因素对金、银浸出率的影响,进而确定了最佳浸出条件。试验结果表明：在85~90 ℃、矿浆浓度为40%、石灰用量为40 kg/t的条件下,对氧化渣进行碱性预处理,随后在NaCN用量为0.10%的条件下浸出8 h,银回收率得到大幅提高（达到85%）,金浸出率也保持在99%以上。     

用中温菌预氧化甘肃某难选金矿石的试验研究

甘肃某难浸金矿为微细浸染状、卡淋型,直接氰化浸金,金浸出率很低。用中温菌对金矿石先预氧化,然后以常规氰化法浸出,当矿浆浓度15％、预氧化7d后,金浸出率达85．69％。