镇沅金精矿选择性固砷焙烧—氰化浸出新工艺研究

对云南镇沅金矿的难当金精矿进行了选择性固砷焙烧－氰化浸出的试验研究，取得了满意结果。砷固定率大于９２％，硫挥发率为７８％－８４％，金浸出率可达９１％－９３％。选择性固砷焙烧－氰化浸出新工艺可有效消除砷害，综合利用有价成分硫，特别适宜于含砷高硫，同时含碳等杂质的细粒浸染型难浸金矿石的处理，在我国有较大的发展前景。     

某含碳高砷微细粒金矿提金工艺研究

针对陕西某含碳高砷微细粒难处理金矿矿石性质,进行了提金工艺探索。试验结果表明:相比化学预处理—氰化浸出、氧化预处理—氰化浸出工艺,次氯酸钠浸金工艺可获得较为理想的回收指标;采用次氯酸钠二段浸出,金总浸出率可达到77.04%。     

含砷、锑、碳难处理金精矿焙烧氰化提金工艺研究

镇沅含砷、锑、碳难处理金精矿直接氰化金浸出率小于 10 % ,采用常规焙烧 -焙砂氰化提金工艺金浸出率仅达到 73 2 % ,而采用先行除锑 ,再焙烧脱除硫、碳、砷的提金工艺方案 ,金氰化浸出率达到90 4 % ,同时锑可作为锑精矿外售 ,经济效益明显。     

含砷含碳金精矿简而有效的预处理方法

甘肃省安西县某含砷含碳金精矿，经简而有效的焙烧预处理后，获得了很好的氰化指标，金氰化浸出率大于93％。     

提高某含砷锑金精矿氰化回收率试验研究

针对某含砷锑金精矿砷、锑含量高难处理,直接氰化金浸出率低等问题,进行了提高金氰化回收率试验研究。结果表明:采用碱浸预处理—两段焙烧—焙砂再磨—氰化浸出工艺,在最佳试验条件下,获得金浸出率90.23%的较好指标,较直接氰化金浸出率提高57.46百分点,较金精矿直接两段焙烧后再磨氰化提高5.26百分点。     

吉林省南岔含砷金精矿细菌氧化—氰化提金试验研究

吉林省南岔金矿石中金的粒度微细且多被硫化矿物包裹,与砷关系极为密切,浮选回收率较高,含砷金精矿氰化金浸出率仅为30%,难以回收利用。采用细菌氧化—氰化提金工艺小型和连续扩大试验研究,金浸出率达到97.00%,指标较为理想,较好的解决了该含砷金精矿难处理的问题。     

含砷难处理金精矿生物氧化提金工艺试验研究

新疆某金精矿金品位37.10 g/t,含砷3.08%、铁15.17%、硫13.00%,自然金嵌布粒度以微粒为主,占91.04%,金精矿直接氰化浸出金浸出率仅为29.16%,为典型的含砷微细粒难处理金精矿。针对该金精矿特点,开展了系统的生物氧化单槽试验和连续试验研究。结果表明：采用长春黄金研究院有限公司驯化培育的菌种HYBBSX-Z1212-TL,在磨矿细度-0.045 mm占90.00%、矿浆浓度18%、连续氧化6 d的条件下,金精矿中砷、铁、硫氧化率分别为96.84%、93.83%、74.97%;氧化渣采用氰化炭浸工艺回收金,氰化浸出最优条件为矿浆浓度33%、氧化钙用量15 kg/t、碱处理时间2 h、氰化钠用量20 kg/t、氰化浸出时间48 h,金浸出率为94.11%。     

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。     

含硫砷含碳金精矿提金工艺研究

针对含硫砷含碳金精矿的性质,进行了提金工艺探索。该金精矿经直接氰化浸出,金浸出率仅为1.33%;经两段焙烧—氰化浸出,金浸出率提高到71.33%,但该方法所需时间长、能耗高、有害元素的脱除不完全且容易发生过焙烧。鉴于此,提出了一段富氧添加硫酸钠焙烧—硫化钠碱浸强化—焙砂氰化浸出提金工艺。一段富氧添加硫酸钠焙烧不但可强化硫、砷和碳的脱除,降低焙烧温度50℃,缩短焙烧时间至30 min以内,而且少量硫酸钠的添加可消除焙砂的固结问题,使金的浸出率增加到84.14%;而对焙砂再进行硫化钠碱浸处理,不仅使被包裹的金得到进一步解离,金浸出率提高到94.72%,且可以回收锑,实现金矿资源的综合回收利用。     

塔吉克斯坦某含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究

塔吉克斯坦某含砷金精矿金品位73.27 g/t、砷品位6.61%、硫品位16.78%,是典型的难处理金精矿,采用直接氰化炭浆工艺处理时,金浸出率仅为88.02%。为提高金浸出率,进行含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究,制得的焙砂使用环保型浸出剂浸出。最终得到浸渣金品位4.32 g/t,金浸出率95.43%的良好指标,金浸出率提高7.41百分点,对处理同类型金矿资源起到指导作用。     

某原生含砷金矿石选冶工艺流程试验研究

根据青海某金矿矿床深部原生矿石性质,对其进行了选冶工艺流程试验研究。其结果表明,采用浮选—金精矿焙烧—氰化炭浸工艺提金较为适宜。在磨矿细度-200目占70%的条件下,得到产率8.50%,金品位43.07 g/t,金回收率86.27%的金精矿;金精矿焙烧—氰化浸出提取金,金的作业浸出率大于85%。     

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%。     

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。     

甘肃某细粒浸染型金矿石选矿试验研究

甘肃某细粒浸染型金矿石中金主要以包裹金形态存在,且载金矿物黄铁矿与脉石矿物连生关系复杂。针对该矿石的性质,进行了选矿试验研究。其结果表明:在最佳试验条件下,采用阶段磨矿-阶段浮选工艺,可获得金品位30.17 g/t、金回收率81.23%的较好指标;硫精矿经氧化焙烧—氰化浸出,金对原矿的回收率为6.96%,金总回收率达88.19%。     

微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究

针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究。矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主。矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%。通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好。     

难浸含砷金精矿两段生物氧化—氰化提金工艺试验研究

某难浸含砷金精矿中金矿物嵌布粒度极细,有92.00%呈次显微金（不可见）的形式存在,且金矿物嵌存状态以包裹金为主,占94.58%。对金精矿进行常规氰化浸出,金的浸出率仅为3.41%。通过采用两段生物氧化预处理—氰化提金工艺,金的浸出率提高到95.02%,比常规氰化提高了91.61%。     

含砷、硫金精矿焙烧-氰化浸出工艺研究

对湖南某地含砷、硫浮选精矿矿物成份进行介绍,并就焙烧-氰化浸出工艺主要影响因素进行研究,砷、硫脱除率均达到97％以上,有效解除砷、硫对金的包裹问题。金的氰化浸出率达90％以上。     

难处理金矿石加压氧化--氰化提金技术研究

贵州某卡林型难处理金矿石高硫高砷,且有机碳含量高,金主要嵌布于硫化物中,采用常规氰化工艺,金浸出率仅为10%。针对该矿石性质,采用加压氧化-氰化工艺进行处理,小型试验金浸出率提高至94.0%以上。在小型试验基础上进行中试连续试验,结果表明:在温度220℃,矿浆浓度16.4%~19.0%,氧分压0.6~0.8 MPa,停留时间45~60 min时,硫氧化率>95.0%,且不论氧化液是否返回,金浸出率平均可达94.0%以上。     

某难浸金精矿硫脲法浸金试验研究

进行了某富硫高砷金精矿加添加剂CL硫脲浸金试验研究。试验研究结果表明,添加剂CL可以改善硫脲浸金过程,降低浸出所需的硫脲浓度,提高金浸出率,可使该金精矿的金浸出率达到89％以上。试验还探讨了浸出的最佳条件,并分析了添加剂CL对浸金机理的影响。     

难处理金精矿两段焙烧流程的技术改造

某企业原难处理金精矿两段焙烧烟尘残硫、残砷高,是影响金浸出的主要原因。将焙烧烟尘采用气流稀相输送至第二段沸腾焙烧炉中进行再次焙烧,充分脱除烟尘中的残硫与砷,然后进行氰化浸出。生产实践表明,烟尘再焙烧后提金,金的氰化浸出率由88.40%提高到92.64%。