提高含铜难浸金矿金浸出率的细菌预处理研究

江西某含铜难浸金矿的金精矿常规金浸出率仅48.71%,采用富氧细菌氧化预处理后金浸出率可达91.67%。鉴于富氧、低温控制工艺的高要求不宜实际推广,研究中开展了低氧细菌预处理试验,并引入磁场强化预处理,达到金浸出率91.72%的较理想指标。同时,对磁场强化细菌预处理过程的机理进行了分析探讨。     

含锑金矿回收方法研究现状

本文简要介绍了我国含锑金矿分布与资源特点,针对其回收存在难点与问题,评述了我国含锑金矿几种主要回收方法,包括浮选法、焙烧法、生物法、化学碱浸法、强化浸出法等,指出了各回收方法优缺点及适用范围,并提出了今后研究重点在于强化浸出及联合应用方面。     

碱性硫化物浸出含锑金精矿过程中的抑金措施

在含锑难冶炼金矿碱性浸出脱锑生产工艺中的金伴随浸出是一种普遍的现象,此现象使金进入到锑浸出液中,造成了一定的损失。本文根据碱性硫化物在氧化环境中的不稳定性以及碱性多硫化物浓度对于金、锑浸出过程中的反应级数差等理论,并结合实际生产情况,研究了空气氧化、二段浸出对碱性硫化体系浸锑过程中的抑制金浸出的效果。在浸出矿浆中通入4.5L/（L*min）的空气,氧化浸出4h后,Sb浸出率63%,Au浸出率0.86%。采用两段浸出法,Sb浸出率为89%,Au损失率为浸出4.2%,相比一段浸出Au损失率降低6.0%。     

贵州某金矿尾矿综合利用研究

为给贵州某金矿综合利用其尾矿资源提供初步的技术基础,进行了试验研究,试验采用浮选的方法先将金富集在金精矿中,然后对这种金精矿采用焙烧-氰化浸出的方法进行处理。试验取得了较好的效果:金精矿品位达到43.4g/t,回收率达到90.56%,尾矿品位为0.21 g/t;焙烧后金精矿的浸出率可达80.94%。因此,在该金矿进行尾矿的综合利用是完全可行的。     

银洞坡金矿富氧氰化浸出工艺研究与实践

氧在氰化提金过程中起着极其重要的作用。提高氰化矿浆中溶解氧的含量,可明显地加快金的浸出速度,在不增加浸出设施的情况下,提高生产能力,提高金的浸出率。     

含砷难处理金矿的磁场强化氰化浸出试验研究

含砷金矿是主要难处理金矿类型之一,该类金矿石常规氰化浸出率一般很低。通过在浸出过程中引入磁场进行强化,明显促进了金的浸出。试验结果表明,在相同浸出条件下,磁场强化浸出可比常规氧化浸出提高浸出率33．08个百分点;在减少氰化钠用量及缩短浸出时间的情况下,磁场强化浸出仍可使浸出率提高28．37个百分点。对磁场磁化浸出过程的机理进行了分析。     

某金矿金浸出率不高的原因及解决措施

某金矿采用堆浸工艺,金的浸出率一直较低,改用全泥氰化浸出工艺进行试验,金的浸出率也没有明显的提高。为此,对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,查明了影响金浸出的主要因素为雄黄、雌黄等。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿先经浮选除去雄黄、雌黄等硫化物,浮选精矿预处理后氰化浸出,浮选尾矿直接氰化浸出的方案进行试验,金的总浸出率达到88.52%,较原矿直接全泥氰化浸出提高25.02个百分点。     

某含锑复杂金矿选矿试验研究

锑作为一种重要的添加剂被广泛的应用于阻燃材料生产及微电子技术等领域,但是由于锑对氰化提金的不利影响,含锑金矿石开发利用率一直比较低,随着碱浸提锑—两段焙烧—氰化浸出工艺的发展及应用,如何有效的富集锑并提高金的选矿回收率对综合回收金、锑有重要的意义。对甘肃某含锑复杂金矿进行了浮选试验研究,结果表明,采用碳酸钠、水玻璃作矿浆调整剂、硫酸铜作活化剂、丁基黄药+丁基铵黑药作捕收剂,经一次粗选、四次精选、三次扫选浮选流程,可获得金品位66.46 g/t、锑品位5.77%、金回收率为92.99%、锑回收率为88.22%的金精矿,综合指标较优越。所得金精矿符合碱浸提锑—两段焙烧—氰化浸出的工艺入料要求,可以实现金、锑综合回收的目的。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

酸浸预处理提高金矿焙烧烟尘中金浸出率的研究

为提高难处理金矿焙烧烟尘中金的氰化浸金率,采用强酸酸浸对其进行预处理,考察了酸浸液固比、温度、时间及搅拌速度对氰化过程中金浸出率的影响,确定了最佳酸浸条件为:酸浸液固比0.98∶1、温度85 ℃、时间2 h、搅拌速度500 r/min,此时烟尘的氰化浸金率为91.04%。     

某氧化型金矿石氰化浸出试验

某氧化型金矿石金含量高达7.76 g/t,但浮选工艺回收效果极不理想。采用分段浸出工艺对磨矿细度、氰化钠用量、浸出时间等重要工艺技术条件进行了研究,还对影响金浸出的铜离子进行了预处理研究。结果表明,浸前氨水预处理有利于削弱铜对金浸出的负面影响,在试验确定的最佳工艺技术条件下,金浸出率达到了90.11%,达到了工业生产要求。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

甘肃省某地金矿柱浸试验研究

根据甘肃某地金矿石的特性,对该矿石进行柱浸-活性炭吸附提金工艺试验,获得金的浸出率89.76%,活性炭吸附率99.50%的指标,通过试验证明该矿适合就地堆浸生产.     

提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践

针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低(仅有80%)的问题开展了系统研究, 发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80.40%, 该磨矿粒度下采用一粗-两精-两扫的浮选工艺流程, 闭路试验获得了精矿金品位93.86 g/t、回收率87.96%的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下, 仅降低磨矿粒度, 取得了明显的效果, 金回收率提高到87.5%。     

微细浸染型难选金矿两段预处理-非氰化浸出研究

以微细浸染型金矿为研究对象, 直接采用非氰化药剂TL浸出时, 浸出率较低。结合TY-TJ氧化体系在废水处理中的成功应用, 将该氧化体系应用于微细浸染型金矿的湿法化学预处理。采用TY-TJ氧化、碱两段预处理-非氰化浸出工艺, 在TY用量4 kg/t、TJ用量2 kg/t、氧化预处理时间2 h、氢氧化钠用量20 kg/t、碱预处理时间10 h、浸出剂TL用量10 kg/t、浸出时间4 h、液固比3∶1的条件下, 金浸出率达89.93%。该工艺具有环境友好、金浸出率高等优点, 在微细浸染型金矿开发利用中具有一定应用前景。     

碳质金矿石富氧焙烧堆浸提金试验研究

对某碳质低硫硅化金矿石进行了富氧焙烧预氧化处理试验，结果表明，富氧焙烧与常规焙烧相比，强化了碳质的氧化，可降低焙烧温度100℃，缩短焙烧时间1h，提高金浸出率2．16个百分点。同时开展了焙砂堆浸试验，提出了碳质金矿石直接富氧焙烧-焙砂堆浸提金新工艺。     

酸浸渣再磨提高金浸出率的试验研究

中原冶炼厂氰槽有大闰矿沉积,造成大量金损失。采用酸浸再磨可有效地提高金的氰化浸出率,并解决氰化槽沉积问题。     

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650 ℃下焙烧1 h, 焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%, 在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h, 金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。