富硫高砷难浸金精矿的氰化浸出工艺研究

研究富硫高砷金精矿在加入碱熔剂经低温焙烧预处理后,再加活性添加剂条件下的氰化工艺,结果表明,金的氰化浸出率从直接氰化或沸腾炉焙烧后的焙砂氰化的30%～50%提高到87%～93%,浸出速度也有很大提高.     

烃基-苯并噻唑亚砜从硫脲介质中萃取金的性能研究

研究了正丁基-苯并噻唑亚砜(NBBSO)萃取酸性硫脲介质中Au(I)的性能。用2．3mol／L NBBSO从[Au(I)]=0．200mg／mL,[H^ ]=0．08mol／L的溶液中萃取金,一次萃取率高达95％。NBBSO萃取金速度较快,5min达到萃取平衡,负载有机相用12．5％Na2SO3溶液反萃,反萃率达99．2％。对不同结构的烃基一苯并噻唑亚砜萃取硫脲介质中金的性能进行研究,结果表明亚砜的萃取性能受亚砜配位基团的电子密度和取代基的空间效应影响。     

浮选金精矿脱水工艺研究与生产实践

郝泉沟浮选金精矿由于泥化程度严重，细粒级（－４００目）含量高达５８．３６％，故沉降缓慢，浓缩及过滤困难，添加３％絮凝剂和石灰可保证选厂生产流程畅通。在生产实践中经技术改造，降低了脱水成本，并使金精矿水份由４２％降至３１％。     

硫脲法提金的优化工艺

提出扩散控制硫脲浸金速率表达式,求得浸出平衡时硫脲(Tu)和三价铁离子浓度之比(TF)与实验结果吻合很好。从试剂最佳匹配入手,以降低试剂总消耗及操作成本为目标而提出了优化工艺。用本工艺处理小秦岭某地区矿,在适当预处理条件下,不加氧化剂,3h内可使金浸出率达98％以上。主试剂消耗可降到常规硫脲法的1/3到1/5。     

盐酸浸出焙烧金精矿工艺研究

研究了盐酸浓度、反应温度、液固比和反应时间对盐酸浸出焙烧金精矿的影响,用正交试验优化工艺条件。单因素实验表明,盐酸浸出焙烧金精矿的浸出率与盐酸浓度、反应温度和反应时间呈正相关趋势,液固比为1.5:1时具有最大的金浸出率。正交试验表明,在所选择的因素水平范围内,盐酸浓度影响最为明显,反应温度和反应时间影响较大,液固比影响最小。在优化反应条件下(盐酸浓度8 mol/L、液固比1.5:1、90℃浸出90 min),金的浸出率达到95.53%。盐酸浸出后焙烧金精矿中大量赤铁矿被浸入溶液,释放包裹金的同时增加了Fe³⁺浓度,促进了金的浸出。     

酸性硫脲法提金的研究进展

介绍了在酸性溶液中硫脲浸金的基本原理和主要影响因素,以及硫脲浸金的研究现状和技术改进.同时,对硫脲浸出液中金的提取方法进行了分类介绍,并展望了硫脲提金的发展前景.     

正丁基苯并噻唑亚砜从硫脲介质中萃取金的机理研究

研究了正丁基苯并噻唑亚砜 (ASO)萃取酸性硫脲介质中金的机理。考察了[H+]和萃取剂浓度对分配比的影响 ,通过红外光谱法确定了其萃取过程为酸性离子缔合机理 ,萃取反应为 :ASO +H++Au(Tu) +2 +SO2 -4 [Au(Tu) 2 HSO4·ASO]采用斜率法确定萃合物的组成为Au[SC(NH2 ) 2 ]2 HSO4·ASO。并通过电导法判断在萃合物中Au(Tu) +2 与SO2 -4 以离子对形式存在。     

含碳砷金精矿焙烧浸出工艺的研究

通过对含碳、砷浮选金精矿的配比焙烧试验，进一步探讨二者比例关系的最佳结合点，在提高含碳、砷难选金相矿的选矿回收率方面做出了大胆的尝试，并取得了一定的成果。     

浮选金精矿氰化浸出液的处理方法

讨论了处理浮选金精矿氰化浸出液的三种方法。通过分析比较认为：对于大型黄金矿山,目前采用氰化－锌粉置换工艺,金的回收率较高,且指标稳定;对于中、小型黄金矿山采用氰化－直接电解工艺比氰化－炭吸附工艺,具有明显的优越性,不但流程简单,而且可减少环境污染。在直接电解工艺中,采用碳纤维作为阴极取代传统的钢毛电积法,可大大改善电解操作的劳动条件和技术经济指标。工业试验证明,采用直接电解工艺从浮选金精矿氰化浸出液中提金是可行的。     

硫法提金的优化工艺

提出扩散控制硫脲浸金速率表达式，求得浸出平衡时硫脲（Ｔｕ）和三价铁离子浓度之比（ＴＦ）与实验结果［１－３］吻合很好。从试剂最佳匹配入手，以降低试剂总消耗及操作成本为目标而提出了优化工艺。用本工艺处理小秦岭某地区矿，在适当预处理条件下，不加氧化剂，３ｈ内可使金浸出率达９８％以上。主试剂消耗可降到常规硫脲法的１／３到１／５。     

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%.     

金锑精矿提金工艺的改进

在简要介绍我国金锑精矿鼓风炉挥发熔炼-贵锑电解工艺的基础上,重点阐述了锑锍处理、金银合金提纯、贵锑和贵铅富集金等工序改造的相关内容.将锑锍处理由原来的焙烧法改为选矿法,将金银合金处理工艺由电解改为溶解萃取,贵锑和贵铅富集金由电解改为控制电位选择性氯化浸出.这些工序的改进不仅保证了原有生产工艺的正常进行,提高了各种金属的直收率,而且缩短了工艺流程,减少了环境污染.     

高砷硫金矿的预处理

黄铁矿和砷黄铁矿是高砷硫金矿和精矿的2种主要成分，它们将Au包裹在其中，用一般已知的方法处理该矿，存在Au收率低、过程复杂，易造成环境污染等问题。目前对高砷硫金矿的预处理方法主要有氧化焙烧法、加压氧化法、细菌氧化法、硝酸分解法、真空脱砷法等。其中真空脱砷法处理高砷硫金精矿能保护环境免受污染，同时使As作为对环境无污染产物析出，是一种理想的预处理方法。     

碱性硫脲浸金的研究现状与发展趋势

阐述了可能取代氰化浸金的高效、无毒碱性硫脲浸金的研究现状。相比酸性硫脲浸金,碱性硫脲浸金具有溶金选择性好,溶液的再生及净化工序相对容易等优点。阐明了碱性硫脲浸金原理及金在碱性硫脲溶液中的溶解机理,对碱性硫脲溶液中的稳定剂及氧化剂的选择做了详细探讨。最后,指明了碱性硫脲浸金所取得的成果及需要解决的问题,并展望了其发展趋势。     

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。     

贵州某黄金选矿厂弱酸性浮选工业试验

贵州某金矿含金4.3 g/t,金主要赋存在黄铁矿中,矿石含碳较高,属难选难冶型金矿。为实现该金矿资源的高效利用,采用热压预氧化打开矿石中金包裹,提高金的浸出率,同时将原有的碱性浮选工艺调整为弱酸性浮选。采用"二粗二精四扫"的选矿流程,进行工业试验。通过条件试验确定磨矿细度及各作业的药剂用量,最终获得金精矿金品位19.34 g/t,回收率88.25%。与原工艺相比,弱酸性浮选可以利用废酸,节约碱性调节剂的使用。     

甘肃某金矿浮选正交试验研究

采用正交试验的方法对甘肃某金矿浮选过程中粗选作业的磨矿细度、2^#油用量、黄药用量、硫化钠用量以及硫酸铜用量对回收率的影响进行了研究。结果表明,2^#油用量和硫化钠用量为影响金回收率的显著因素。粗选最优条件为:磨矿细度为-74 μm含量为55%、2^#油用量为14 g/t、黄药用量为28 g/t、硫化钠用量为100 g/t、硫酸铜用量为15 g/t。在此条件下,经一粗一精两扫的闭路试验,可得到回收率为89.87%,品位为42.0 g/t的金精矿。     

湖南某高砷难处理金精矿的细菌氧化-氰化提金实验研究

湖南某高砷金精矿属于难处理矿石,含砷11.28%,含金66.18g/t,金的直接浸出率仅为21.91%.通过该样品5%、10%、15%、20%矿浆浓度的细菌氧化试验,发现金精矿砷的氧化率达到93%以上.细菌氧化渣的金浸出率随着矿浆浓度的增大而降低,5%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为93.15%;10%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为92.46%;15%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为90.50%;20%矿浆浓度下细菌氧化渣的金浸出率为87.58%,比未经处理时金的直接氰化浸出率21.91%有了很大的提高,预处理效果很好.