从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究

焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣(后简称细菌氧化氰化尾渣)分别与助浸剂一起细磨10—30min后,在选择条件下进行常规氰化浸出,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1—3g／t下降到0．3—0．5g／t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从3—11．2g／t下降至0．5—1．1g／t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90％—95％。     

氰化尾渣压力氧化—氰化浸出金试验研究

对含金8.75 g/t的氰化尾渣进行压力氧化—氰化浸出试验研究。经工艺矿物学研究可知：氰化尾渣中金矿物粒度微细且主要被硫化矿物包裹,常规氰化浸出难以获得理想指标。压力氧化预处理可解决上述问题,使金得到有效回收。通过单因素试验研究了压力氧化过程中矿浆浓度、反应压力、反应温度、氧化时间及磨矿细度对预处理效果的影响。结果表明：在矿浆浓度12%、反应压力3.2 MPa、反应温度220℃、氧化时间2.0 h、磨矿细度-0.045 mm占95%的最佳条件下,平均金浸出率达到90.75%。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

通过试验提出一种从焙烧氰化尾渣中回收金、银的工艺方法。该工艺是将氰化尾渣加添加剂再磨至-400目含量大于95%,以除去矿样中的砷,并使氰化尾渣中脉石包裹的金、银暴露;然后用30%除杂剂加热浸取杂质,并除去金矿物表面的钝化膜。处理后的矿样采用氰化法进行浸取金、银。试验结果表明,该工艺可使焙砂氰化尾渣中金、银的氰化浸出率分别达到65.00%和41.49%。     

用非氰化浸出—特种树脂吸附湿法新工艺从硫酸烧渣中回收金的工业实践

本文介绍了采用非氰化浸出一特种树脂吸附湿法新工艺从硫酸浇渣中回收金的工业实践结果。采用简单设备，在矿浆浓度６０％、温度６０℃、〔ｈ２ＳＯ４〕为１ｍｏｌ／Ｌ、〔ＮａＣｌＯ３〕为５ｇ／Ｌ、Ｅｈ保持在６００￣７００ｍＶ条件下进行搅拌浸出、用Ｒ４１０特种树脂进行吸附。饱和树脂用Ｈ２ＳＯ４溶液（０．１ｍｏｌ／Ｌ）洗涤、酸性硫脲溶液解吸，电解沉积Ａｕ，所得Ａｕ粉纯度〉９９％，Ａｕ的总回收率达９４％。该工艺流程     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化—氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40～3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化—氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化—氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

加压氧化-氰化浸出工艺从酸浸渣中提金试验研究

对加压氧化-氰化浸出工艺从酸浸渣中提金进行了试验研究。研究结果表明,利用高效浸金设备进行氰化浸出4h,金的氰化浸出率可达97．85％;其与常规氰化法相比,浸出时间缩短了32h。浸出率提高了2．05％,NaCN用量减少了4kg／t。该工艺是一个值得推广的金浸取方法。     

金的非氰化浸出研究(Ⅰ)

试验研究了用 Na Cl O在碱性介质中直接浸出矿石中的 Au。Au的浸出率在 85%以上。     

从氰化浸渣中回收锌的研究

通过试验研究,采用组合捕收剂从氰化浸渣中浮选被抑制的闪锌矿,获得了较佳试验指标。在试验确定的条件下,可从全泥氰化浸渣、精矿氰化浸渣中分别获得92．57％、91．49％的锌回收率,锌精矿品位分别为45．80％、50．24％,均达到了出售品级要求。     

某难浸金矿的次氯酸钠浸出研究

采用次氯酸钠对贵州某难浸金矿进行浸出,考察次氯酸钠浓度,浸出时间和温度对金浸出率的影响。结果表明,次氯酸钠不仅可氧化分解矿石中的FeAsS和FeS2,同时还可以打开包裹的金;在下述优化条件下,金浸出率可达到75%以上:次氯酸钠质量浓度0.6mol/L,pH 13～14,液固比6,35℃浸出4h。     

氰化尾渣熔融氯化提金扩大试验

扩大试验通过电炉熔融氯化—烟气洗涤连续运转,考察物料性质、氯化钙添加、气氛等对氰化尾渣中金挥发率的影响。结果表明,在进炉氰化尾渣含水≤6%、氯化钙添加量7%~10%、氧化气氛条件下,氰化尾渣采用电炉熔融氯化挥发提金,渣含金可降至0.6g/t,砷可降至0.25%以下,铜、铅、锌等含量均可降至0.05%以下。在实际工业生产和设计中,建议采取干式进料、减少热损、自焙阳极等措施减少电耗和电极消耗,同时采取多级洗涤+电除雾器等措施来保障烟气中金属的回收。     

难浸金矿石的次氯酸钠浸出试验研究

研究了难浸金矿的次氯酸钠浸出。采用单因素试验法,考察了NaClO初始浓度、NaOH初始浓度、浸出温度、浸出时间等因素对金浸出率的影响,确定了最佳浸出条件。试验结果表明,在次氯酸钠初始浓度为0.35mol/L、氢氧化钠初始浓度为1.4mol/L、浸出温度为30℃、浸出时间为4h最佳条件下,金浸出率可达80%。     

分金渣中银的提取及氯化银制备

提出一种从分金渣中提取银及制备氯化银的工艺。在下述最佳工艺条件下:亚硫酸钠浓度220g/L、pH=8.0、反应温度40℃、反应时间60min、液固比L/S=10,银浸出率达到98.3%;含银浸出液加硫酸控制pH为4.0制备出纯度为99.9%的氯化银,银直收率达到98.2%。     

氰化尾渣中铁的浸出对金银浸出率的影响

对难处理金精矿两段焙烧提金流程中的氰化尾渣进行强化酸浸,酸浸过程中氧化铁矿物的溶解而使其中包裹的金得到解离并裸露,在氰化浸出过程中容易被浸出。研究表明,随着焙砂中氧化铁相包裹体的逐步酸溶,其酸浸渣中的金、银的氰化浸出率也随之显著提高。该预处理方法为提高难处理金精矿中金、银的浸出回收率提供了一种有效的途径。     

含铁氰渣磁化焙烧回收铁精矿

以铁含量为35%的氰渣为研究对象,研究了焙烧温度、焙烧时间及碳氧比对煤基磁化焙烧过程的影响,并采用化学分析、XRD、SEM、热重分析等分析手段对含铁氧化物的转变过程进行表征。随着焙烧温度的提高,铁氧化物的物相转变过程为Fe₂O₃→Fe₃O₄→FeO。随着磁化焙烧焙烧时间的延长,尾渣中的Fe₂O₃首先被C还原为Fe₃O₄,还原得到的Fe₃O₄可被空气中的O₂重新氧化为Fe₂O₃。碳氧比较低时,磁化率接近2.33;当碳氧比超过3时,过量的煤与尾渣混合,Fe₂O₃还原反应不完全;在焙烧温度645℃、焙烧时间45 min、碳氧比3的优化焙烧条件下,得到焙烧矿的磁化率为2.34。     

用亚硫酸钠从分银渣中浸出银

研究了用亚硫酸钠用分银渣中浸出银，分银渣经过焙烧将难浸出的银转化成易浸出的银，加入FeCl3酸性水溶液预处理，再用亚硫酸钠浸出银，银的浸出率可达95％以上。     

液体氰化钠在金厂沟梁金矿的应用

液体氰化钠在金厂沟梁金矿试验应用，就使用固体氰化钠和液体氰化钠对选矿主要工艺指标的影响加以研究比较，结果表明，使用液体氰化钠不但对主要指标无明显影响，而且保证了供给，同时年节约费用百万元．     

某氰渣工艺矿物学及金浮选工艺研究

针对某选矿厂氰渣进行了工艺矿物学研究,得出其中所含可回收利用的金属元素为Au,质量分数为2.51×10-6,主要包裹在黄铁矿和砷黄铁矿中。根据矿石性质,开展了单因素对浮选指标的影响试验,最终确定较适宜的浮选条件：矿石未磨,浓H2SO4除CN－,矿浆pH=6.5,CuSO4用量为150 g/t,丁铵黑药用量为70 g/t,丁基黄药用量为100 g/t,经过一次粗选、两次扫选、三次精选工艺试验,最终取得金精矿中金品位为18.70×10-6、回收率为70.18%的良好指标。     

氰化提金工艺的最新进展

本文综述了氰化法提金工艺的最新进展 .着重评述了氰化助浸工艺、浸出设备、堆浸工艺等在理论、工艺和实践研究方面的国内外最新发展状况