陕西某难浸金精矿细菌预氧化提金工艺研究

通过对陕西省某金矿产出难浸金精矿工艺矿物特性的研究,说明了该金精矿为低砷低硫微细粒包裹型难浸金精矿.金精矿中金的直接氰化浸出率为35.3%.经过5d细菌预氧化后,金的浸出率达到92.5%.该金精矿适合采用生物预氧化技术提金.     

甘肃某难处理金精矿的预处理与生产实践

针对甘肃某含砷、含锑难处理金精矿,采用"浸锑—两段焙烧"脱锑、脱砷,然后进行氰化提金的流程。考察了浸锑条件和焙烧条件对脱锑、脱砷的影响。试验结果表明,在优化后条件下,含砷、含锑难处理金精矿的脱砷、脱锑率分别达到78.59%、93.8%,然后通过氰化浸出工艺提金,金的回收率可从48%提高到92.3%。     

某难处理金精矿中温菌预氧化氰化浸金试验研究

对安徽某难处理金精矿进行了中温菌预氧化氰化浸金试验研究,并与传统焙烧氰化浸金工艺进行了对比。结果表明:采用传统焙烧,金的浸出率为72.3%。采用中温菌预氧化,在摇瓶试验中,矿浆浓度15%,预氧化时间10d,金的浸出率为76.7%~82.8%;在半连续实验中,矿浆浓度为15%,预氧化时间为6~8d,金的浸出率可达90%左右。     

高硫高砷金精矿高压预氧化-氰化提金工艺研究

使用酸性高压预氧化-氰化提金的工艺方法,处理高硫高砷含有机碳的金精矿,使金的浸出率从10%提高到97%左右。为了优化工艺参数,对影响预氧化和氰化效果的因素进行了考查,同时也对预氧化后的含砷酸性废水的综合处理进行了研究。      

高砷微细浸染型难处理金矿细菌预氧化-氰化提金试验研究

针对高砷微细浸染型难处理金矿, 进行了化学预氧化-氰化浸金和细菌预氧化-氰化浸金。结果表明, 细菌预氧化-氰化浸金能有效氧化金矿石, 在细菌接种量10%、矿浆浓度15%、45 ℃下预氧化7 d, 金浸出率达到89.24%。     

生物氧化在内蒙某低品位原生金矿浸出研究中的应用

对内蒙某低品位原生金矿进行了生物氧化浸出实验研究,考查了配入硫磺以及硫精矿对降低酸耗,以及金浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-74 μm 80%,酸浸1 h,矿石酸耗为31 kg/t;全泥浸出24 h,金浸出率为51%~55%;生物搅拌浸出,氧化6 d,硫氧化率为80%,金的浸出率提高到91.4%;生物柱浸,矿石粒度 12 mm 80%,生物氧化170 d-转型-氰化浸出180 d较直接氰化浸出360 d,金浸出率提高3.72%~23.54%;柱内配入硫磺及硫精矿不利于金的氰化浸出;柱外生物氧化硫磺可以减少硫酸酸耗15.7 kg/t。      

微细粒浸染包裹含砷金矿石金的回收

提供了一种微细粒浸染包裹含砷金矿石的选冶联合工艺,包括浮选、碱性常温常压强化碱浸预氧化和氰化。先对含砷金矿石进行浮选,获得含金63.80 g/t、产率5.51%、金回收率92.08%的浮选金精矿,然后对金精矿进行超细磨和碱性常温常压强化碱浸预氧化,氧化渣金的浸出率88.56%,金的选冶总回收率81.55%。     

某含砷锑难选金精矿氰化浸金试验

对某含砷锑难选金精矿进行了预先碱浸-焙烧-氰化试验研究,着重探讨了硫化钠浓度、浸出温度、浸出时间、焙烧温度对试验结果的影响。试验结果表明：在硫化钠浓度为90 g/L、氢氧化钠浓度为20 g/L、液固比为1∶1的条件下常温浸出30 min,锑的浸出率为96.55%;碱浸渣在750 ℃焙烧1.5 h、焙烧渣在液固比为1.5∶1、pH值为10～11、氰化钠浓度为8 kg/t的条件下氰化浸出48 h,获得了金浸出率为84.82%的试验指标。     

新疆阿希金矿含砷金精矿的两段焙烧工艺研究

本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为：第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t_酸浸渣,金浸出率达到93.34%。     

四川某含砷难处理金精矿细菌氧化—无氰提金试验

四川某高硫高砷金精矿中的金主要以银金矿的形式存在,主要载体矿物为黄铁矿和毒砂,金矿物以极微细粒包裹在硫化矿物中,常规碳浆法氰化浸金效果极不理想。为高效、低毒浸出该精矿中的金,以经驯化的Acidithiobacillus ferrooxidans和Leptospirillum ferrooxidans混合菌群为氧化预处理微生物,采用细菌氧化—无氰浸金工艺研究了浸矿条件。结果表明,对金品位为46.87 g/t、含砷8.56%、含硫15.08%的金精矿,在试样粒度为45~0μm、矿浆浓度为120 g/L、初始p H=2、Fe2+初始浓度为1.5 g/L、细菌接种量为20%情况下细菌氧化预处理12 d,再在无氰浸金新药剂用量为4 kg/t的情况下浸出4 h,金浸出率可达81.67%,高于常规碳浆法氰化浸金效率约60个百分点,浸金效果良好。     

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。     

The development of an environmentally friendly leaching process of a high C,As and Sb bearing sulfide gold concentrate

An environmentally friendly leaching process, consisting of the pretreatment of alkaline pressure oxidation and thiosulfate leaching, has been developed to efficiently extract gold from a high carbon, arsenic and antimony bearing sulfide gold concentrate. The Au extraction from the concentrate by direct cyanidation was very low mainly due to the encapsulation of gold by associated minerals and the preg-robbing effect of graphite and organic carbon. The pretreatments of permanganate oxidation and oxidative roasting both could effectively liberate encapsulated gold and eliminate the preg-robbing effect on cyanidation. However, the reagent dosage of permanganate oxidation was high and the final oxidation solution contained substantial quantities of toxic ions. The flue gas of oxidative roasting also contained a lot of poisonous oxides, and the extremely drastic reaction environment of roasting led to the secondary encapsulation of gold by newly generated oxides. The pretreatment of alkaline pressure oxidation effectively liberated encapsulated gold with less than stoichiometric reagent dosage and simultaneously relieved the secondary encapsulation of gold, but could not completely remove graphite and organic carbon. Because carbonaceous matter had a weak affinity for gold thiosulfate complex, the Au extraction by thiosulfate leaching after the pressure oxidation achieved 86.1% whilst the thiosulfate consumption was 35.3 kg/t-concentrate. This process of alkaline pressure oxidation–thiosulfate leaching neither used toxic reagent nor released poisonous gas, and furthermore its effluents contained few toxic ions.     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

一种含砷金精矿的生物氧化氰化提金研究

采用两株氧化亚铁硫杆菌对一种含砷金精矿进行了不同充气条件的氧化脱砷和氰化提金试验，结果表明微生物的活性是影响脱砷效果的关键。同时，只有脱砷率超过５０％以后，才能明显改善矿石中金的氰化浸出指标。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

金精矿/软锰矿联合浸出提取金、锰工艺研究

以湖南黄金洞高砷高硫金精矿为原料, 开展了金精矿/软锰矿联合浸出提取金、锰新工艺研究。两矿氧化还原浸出, 可同时实现软锰矿还原浸出与黄铁矿、毒砂氧化分解。两段氧化还原浸出条件为: 两矿比5.4∶1, 酸矿比0.98∶1, 温度90 ℃, Ⅰ、Ⅱ段浸出时间分别为4 h和24 h, 在此条件下锰浸出率大于95%, 黄铁矿、毒砂分解率达到了99%; 氧化还原浸出渣金氰化浸出率随黄铁矿、毒砂氧化分解率提高而提高, 但在硫化矿几乎完全氧化分解情况下, 仅为70.56%, 有待进一步查明原因, 从而优化氰化浸出工艺条件。     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

微细浸染型难选冶金矿石碱性热压预氧化试验研究

贵州某金矿中金主要以包裹形式存在,矿石中载金矿物主要是黄铁矿和毒砂、少量是硅酸盐矿物和碳酸盐矿物。载金矿物很细大多在1～5μm之间,呈超显微状态存在,属含硫砷微细浸染型难选冶金矿。回收该金矿石中金需在碱性介质中进行氧化预处理,使硫化矿物中的硫、砷、锑、铁分别被氧化成硫酸盐、砷酸盐、锑酸盐及赤铁矿,最终导致硫化物晶体的破坏,使其被包裹的金暴露出来,得以用氰化法回收。通过对影响浸出的几个因素:矿石粒度、碱用量、浸出温度、矿浆浓度、氧分压、浸出时间、SAA用量等进行了试验研究,择取优化条件,金的浸出率可达到90.1%。     

硫品位对难处理金精矿热压预氧化工艺的影响

通过配矿对不同硫品位的金矿进行热压预氧化-氰化试验研究, 从而获得硫品位与砷、铁、金浸出率的相互关系。结果表明: 砷、铁的溶出率以及氧化渣的石灰耗量均随着硫品位的提高有升高趋势, 而金的浸出率则与硫品位呈反比关系。