氰化金泥处理过程产生的银渣中金、银的回收

为了回收金精炼氯化分金后生产银锭过程中副产品银渣中的金和银,对直接氰化及先酸溶再氰化处理效果进行了对比研究。结果表明,银渣经酸处理后,在优化条件下,其金浸出率可达95%以上,银浸出率可达90%左右,明显高于直接氰化;采用直接氰化处理方法,当银渣细磨至-0.038 mm占95%以上粒度时,氰化过程中加入碳酸氢铵,且氰化分段进行洗涤,延长浸出时间,可显著提高金、银浸出率。通过多次分段洗涤-氰化浸出工业试验,银渣中金回收率高达92.93%,银回收率84.17%。采用的方法操作过程简单,试剂消耗少,经济效益显著。     

诊断浸出法对含氧化铁/氢氧化铁(铁帽型)难处理金、银矿的表征（英文）

为了探索在氰化浸出之前进行预处理工艺,采用新诊断方法对含有氧化铁/氢氧化铁(铁帽型)难处理金/银矿进行详细表征。结果表明,金以自然金和银金矿(尺寸为6~24μm)存在,夹杂在方解石和石英基体中的褐铁矿、针铁矿和纤铁矿中。矿物解离度分析(MLA)表明,银金矿以游离颗粒存在,夹杂在砷菱铅矾、褐铁矿/针铁矿和石英中。银主要以硫银矿(Ag2S)和银金矿存在,夹杂在矿石的砷菱铅相里。氰化浸出实验表明,在浸出时间达到24 h后,矿石(d80:50μm)中金和银的浸出率分别只有76%和23%。矿石的诊断浸出实验和详细的矿物分析表明,金和银主要夹杂在氧化铁矿物相中,如褐铁矿/针铁矿和黄钾铁矾型的砷菱铅矾,这些氧化铁矿物能在碱性溶液中分离出来。基于这些研究,在氰化浸出之前将矿石在KOH溶液中进行碱性预处理,能将银和金的浸出率分别提高到87%和90%。这些发现表明碱性浸出能作为一种新的诊断方法用来表征含氧化铁/氢氧化铁的金/银矿处理难度,并且可作为一种预处理方法来提高其浸出率。     

难浸氰化尾渣浮选精矿的常温常压碱浸预处理

某氰化尾渣浮选精矿采用超细磨-氰化方法处理,在＜37μm占99.5%的磨矿细度下浸出24h,金的浸出率仅有1.80 %,极难浸出.采用常温常压碱浸强化预氧化工艺处理后,在NaCN用量6kg/t、氰化时间24h的条件下,金的浸出回收率提高到85.82%,炭吸附率99.66%.     

难选氧化金矿氰化助浸试验研究

甘肃某金矿中金属矿物含量较少,以褐铁矿、黄铁矿为主,脉石矿物主要有石英、粘土矿物等.探索试验表明氰化浸出获得指标明显优于浮选、重选法.采用助浸剂可以提高金的氰化浸出率,其中混合助浸剂HZ可同时降低氰化钠用量,缩短浸出时间.采用优化工艺条件,在磨矿细度-74μm占90％,石灰用量3000 g/t,矿浆浓度40％,混合助浸...     

难浸砷金精矿的碱性常温常压预氧化

本文提供了1种难浸金精矿的湿法预氧化新工艺,它包括细磨、强化碱浸预氧化、氰化和炭吸附。在螺旋搅拌式塔式磨浸机中,先将目的难浸金精矿细磨至98%<37μm,然后在40%的矿浆质量浓度、11℃的环境温度和0.1MPa的环境压力下强化碱浸24h,NaOH的消耗量为88kg/t矿,仅为相同氧化率条件下将砷硫氧化成砷酸盐和硫酸盐所需理论碱耗量的30%。预氧化完成后经36h的氰化浸出和炭吸附,金的浸出率从预氧化前的24.6%提高到95.4%,金的吸附率99.2%,NaCN的消耗4kg/t矿。整个提金工艺的成本约300元/t矿。     

难处理高砷金矿的细菌氧化-提金研究

采用经过驯化的HQ0211菌对高砷金矿进行氧化预处理-氰化提金实验研究.该矿石含金128.5 g/t,含砷16.84%(质量分数,余同),含硫21.72%,含铁26.62%,氰化浸出率只有29.35%,是典型的高砷难处理矿.经过细菌氧化预处理,金矿脱砷率达到96.2%,失重率达到43.9%.矿石的金氰化浸出率由原来的29.35%提高到92.57%,效果十分显著.     

低品位微细粒金矿浮选精矿的处理工艺研究

针对低品位微细粒金矿中金的赋存特点,对其浮选精矿进行高压氧化-氰化浸出工艺处理。重点考察了高压氧化预处理过程中的温度、液固比和氧化时间对预处理效果的影响。预处理渣再磨后氰化浸出,金的浸出率(对浮选精矿)为94.30%,渣率为10.88%。     

含砷难处理金精矿提金新工艺

对某金矿合砷难处理金精矿进行了超细磨氰化提金工艺和焙烧氰化提金工艺的试验研究,获得金浸出率分别为96.77％和96．38％的良好指标。对比分析表明,超细磨氰化提金工艺无环境污染、工艺简单、低成本、金浸出率高,具有广阔的发展前景。     

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。     

难冶金精矿烟尘中铁砷碳的脱除对氰化浸金的影响

以难冶金精矿烟尘为原料,研究了氢氧化钠浸出、硫酸浸出以及硫酸与氢氧化钠联合浸出对烟尘中砷、铁和碳脱除及氰化浸金的影响。结果表明:在氢氧化钠浓度为6mol/L时,砷、碳脱除率分别为99.66%和60.63%,金浸出率为58.90%,较直接氰化浸出仅提高4.60%,砷的有效去除不能有效提高金的浸出率。在硫酸质量分数为15%时,铁、砷和碳脱除率分别为33.65%、80.38%和12.59%,金的浸出率为80.40%,与氢氧化钠浸出相比,硫酸浸出解离铁能有效提高金的浸出率。烟尘分别经过质量分数为15%硫酸浸出后氰化浸金,两次2 mol/L氢氧化钠浸出和氰化浸金后,烟尘中铁、砷和碳的总脱除率分别为33.65%、95.63%和79.60%,渣率为80.33%。此时,金的总浸出率为91.90%,氰化渣中金的含量为3.31g/t。与烟尘直接氰化浸出相比金的浸出率提高37.60%。     

山东某含金磁黄铁矿浮选尾矿磁选回收试验研究

山东某含金磁黄铁矿原矿金品位1.60 g/t,硫品位1.86%,属含金硫铁矿。矿石性质研究结果表明,部分以磁黄铁矿为载体的金,矿物含量为0.96%,金品位8.25 g/t,原矿金分配率5.25%。生产流程对以磁黄铁矿为载体的金矿物的回收水平仍有提高空间。为了解决这一问题,开展了从生产原矿和生产尾矿中回收以磁黄铁矿为载体的金的对比试验,结果表明,磁选不宜用于原矿、重选不宜用于尾矿中载金磁黄铁矿的回收;尾矿磁选流程可以实现含金磁黄铁矿的有效富集,最终选择全粒级磁选工艺流程,获得了金品位1.52 g/t,硫品位2.87%的含金磁黄铁矿。尾矿金、硫回收率分别为52.09%、62.93%,对原矿回收率分别为12.27%、18.56%,实现了以磁黄铁矿为载体的金矿物的综合利用。     

新疆某金矿浮选药剂优化试验研究

新疆某金矿石金品位为2.30 g/t,硫品位为0.8%,属于低硫含金矿。自然金的嵌布粒度微细,主要被石英或其他脉石包裹,采用阶段磨矿、阶段选别回收金。在原有浮选工艺的基础上,开展调整剂、捕收剂种类及用量的优化试验研究。结果表明,在与现场两段磨矿细度相同的条件下,采用一优一粗二精两扫的闭路浮选流程,异戊基钠黄药作为捕收剂时,获得混合精矿产率为6.21%,金品位34.10 g/t,回收率为90.61%。     

云南某铜尾矿中铜和金的选矿回收试验

云南某铜尾矿主要金属矿物有黄铜矿、黄铁矿、磁黄铁矿等,黄铜矿以原生硫化铜为主,金以裸露金和黄铜矿包裹金为主。为综合回收其中有价铜、金,进行了选矿试验。试样在磨矿细度为-200目占85%的情况下采用两次粗选、第二次粗选后扫选、两次精选、第二次精选后扫选、混精矿再磨至-325目占85%、粗选后扫选精矿再磨至-325目占85%、中矿循序返回流程处理。最终获得铜品位15.51%、回收率68.34%、产率1.41%的铜金精矿,其中的金品位19.93 g/t、回收率54.04%,银品位231.72 g/t、回收率41.89%。     

吉林某金矿选矿工艺对比实验研究

对吉林某金矿进行了重选、无毒浸出和浮选3种选矿工艺对比实验,研究了磨矿细度、药剂用量、矿浆浓度等因素对选矿效率的影响.结果表明,无毒浸出工艺回收率为76.13％,重选工艺基本无优先选别作用;采用浮选工艺,在磨矿细度为-0.074 mm含量为90.52％,捕收剂异戊基黄药与丁铵黑药的药剂用量均为60 g/t,矿浆浓度为4...     

某钼-钨-金矿工艺矿物学及选矿研究

通过化学分析、光学显微镜观察、自动矿物分析仪(MLA)分析等手段，对内蒙古某钼、钨、金稀贵多金属矿进行了工艺矿物学研究。结果表明，矿石中可供选矿回收的有价元素为钼、钨及金；该矿石中钼(钨)矿物以氧化钼矿物-钼钙矿和钼钨钙矿-白钨矿为主；极少量辉钼矿，矿石中金矿物载体多，金主要与铋矿物密切相关，常与自然铋、泡铋矿、氟碳铋钙石紧密连生，金的粒度较细，嵌布关系复杂。脉石中高岭土、绢云母、绿泥石等粘土类矿物含量较高，在磨矿过程中极易产生泥化，进而会恶化浮选环境，影响选别指标。针对该矿石特点，采用“硫化矿浮选-氧化钼钨矿浮选-氧化钼钨浮选中矿再选”工艺流程进行选别，有效实现了矿石中钼、钨、金的综合回收利用。     

贵州某金矿浮选条件的响应曲面法优化研究

采用响应曲面法(RSM)对贵州某金矿浮选过程中的磨矿细度、pH值、捕收剂用量对金品位和回收率的影响进行了研究.结果表明磨矿细度对金品位和回收率的影响最大,为显著影响因素.根据预测的结果,采用磨矿细度(-200目占比)70％、pH值8.44、捕收剂用量144 g/t的最优条件,以"一粗两精一扫"的闭路试验流程,最后得到了...     

紫金山铜金矿中金铜银的赋存状态研究

采用矿物自动分析仪(MLA)、扫描电镜(SEM)、X射线衍射(XRD)研究了紫金山金铜矿入选矿石中有价元素铜、金、银的赋存状态以及分选过程中的金属走向。结果表明,铜矿物主要有蓝辉铜矿、铜蓝、硫砷铜矿,金银以游离矿物和硫化物包裹体为主。铜矿物常见沿明矾石溶蚀孔洞或碎裂缝隙充填,与黄铁矿密切连生,从原矿中分选铜矿物,理论品位为Cu 69.70%,理论回收率93.55%。中粒金嵌布于铜矿物和黄铁矿矿物粒间或裂隙,可随着铜和硫的回收进入铜、硫精矿,金的理论回收率分别为57.19%和27.27%;微细金粒包裹于明矾石和石英中,随脉石损失于尾矿中。银以显微银为主,多见呈微细粒包裹于硫化矿物中,铜精矿和硫精矿中银的理论回收率分别为56.96%和26.71%。     

氰化尾渣中金铁梯级提取及铁精粉中杂质形成机理

采用"磁化焙烧-硫脲浸金-磁选-碱浸除杂"的金铁梯级提取法从焙烧氰化尾渣中浸出金,并制取铁精粉,通过物相转化、焙烧过程热力学计算和颗粒群结构分析,揭示铁精粉中杂质形成机理。结果表明:氰化尾渣添加8%焦粉于700℃下磁化焙烧60 min,焙烧样以硫脲法浸金,金浸出率达65.87%;浸金渣经磨矿磁选得到TFe品位为55.01%的初级铁精粉,再于90℃的10%NaOH溶液中碱浸8 h,可得TFe品位为62.22%、回收率为69.80%的合格铁精粉。物相转化和热力学计算表明,磁化焙烧过程中含铁矿物与Si、Ca、Al及重金属等杂质反应,生成铁橄榄石、钙铝榴石和铁钙辉石等新物相,与磁铁矿紧密共生,混入铁精粉中;微细粒磁铁矿存在严重磁团聚,石英等杂质会机械夹杂在磁团聚中,降低铁精粉质量。     

高磷鲕状赤铁矿添加脱磷剂还原焙烧脱磷机理(英文)

高磷鲕状赤铁矿是一种典型的难处理铁矿石,采用常规的选矿方法难以得到较好的提铁降磷指标。采用添加脱磷剂还原焙烧,然后对焙烧产物进行两段磨矿磁选来处理此类矿石,获得了较好的选别指标。实验结果表明,铁的品位从43.65%(原矿)提高到90.23%(磁选精矿),磷含量从0.82%(原矿)降低到0.06%(磁选精矿),铁的回收率达到87%。采用XRD、SEM、EPMA等分析方法对焙烧产物进行脱磷机理研究。结果表明,在还原焙烧过程中,原矿中有20%的磷灰石生成单质磷随气体挥发,80%的磷灰石没有参与生成单质磷的反应,仍以磷灰石的物相存在于焙烧产物中,而通过磨矿磁选被脱除到尾矿中。磁选精矿中少量的磷以磷灰石的形态存在。在焙烧过程中,加入的脱磷剂与原矿中的脉石矿物(SiO2、Al2O3)反应生成铝硅酸钠,此反应部分破坏原矿的鲕状结构,充分改善焙烧产物中矿物的单体解离程度,有利于后续的磨矿磁选。     

柞水某地铁尾矿品位偏高机制工艺矿物学研究

采用磁选法分选柞水某地铁矿石,随着铁矿石品位逐年降低,入选矿石性质的变化,导致铁尾矿品位偏高。取最终尾矿样品,借助化学多元素分析、X射线衍射分析、铁化学物相分析、粒度分析以及单体解离度分析研究此尾矿的主要组分含量、矿物组成、铁存在的物相及含量、粒度组成及金属分布率和铁矿物的单体解离度。研究结果表明,一些没有完全单体解离的粗粒铁矿物进入尾矿中,造成此尾铁品位偏高。在磁选之前加入细筛再磨工艺,减少磁性夹杂;磁选尾矿返回磨矿作业,进行再磨再选,从而降低尾矿铁品位,提高分选指标。