某含砷金精矿提金工艺试验研究

某含砷金精矿含金52.80 g/t、砷6.31%、硫21.50%,是典型的难处理复杂金精矿,采用直接氰化,以及氧化焙烧、两段焙烧预处理后氰化,金回收效果不理想。试验采用三级工艺,即一级还原焙烧、二级酸浸、三级氧化焙烧进行处理,并对试验条件进行了优化。结果表明：在最佳条件下,经还原焙烧—酸浸—氧化焙烧—氰化工艺处理,金浸出率达93.60%,较两段焙烧—氰化工艺提高6.80百分点,实现了资源的高值化利用,为含砷金精矿中金的高效回收提供技术依据。     

含砷高硫金精矿焙烧—氰化工艺研究

按焙烧—氰化方案对某含砷高硫金精矿的提金工艺进行了试验研究, 结果表明, 金精矿在模拟工业窑炉操作制度下焙烧氧化, 硫、砷脱除率和综合氧化率分别达９５％ 、９２％ 和９５％以上, 焙砂经细磨—碱洗后氰化, 金的浸出率超过９１％ 。     

含砷难处理金精矿生物氧化提金工艺试验研究

新疆某金精矿金品位37.10 g/t,含砷3.08%、铁15.17%、硫13.00%,自然金嵌布粒度以微粒为主,占91.04%,金精矿直接氰化浸出金浸出率仅为29.16%,为典型的含砷微细粒难处理金精矿。针对该金精矿特点,开展了系统的生物氧化单槽试验和连续试验研究。结果表明：采用长春黄金研究院有限公司驯化培育的菌种HYBBSX-Z1212-TL,在磨矿细度-0.045 mm占90.00%、矿浆浓度18%、连续氧化6 d的条件下,金精矿中砷、铁、硫氧化率分别为96.84%、93.83%、74.97%;氧化渣采用氰化炭浸工艺回收金,氰化浸出最优条件为矿浆浓度33%、氧化钙用量15 kg/t、碱处理时间2 h、氰化钠用量20 kg/t、氰化浸出时间48 h,金浸出率为94.11%。     

辽宁三道沟含砷金精矿细菌氧化-氰化提金试验研究

辽宁丹银、三道沟浮选精矿主要金属矿物为黄铁矿和毒砂,精矿中金矿物粒度细小,绝大部分以次显微金的形式存在,金的赋存状态以包裹金为主,靠机械磨矿很难使这部分金单体解离或暴露,致使精矿金的氰化浸出率仅为15.00%左右,难以回收利用。采用细菌氧化—氰化提金工艺,在矿石细度-0.040 mm占95.00%（-0.075 mm占99.50%）、氧化矿浆温度为42 ℃、矿浆pH值在1.2～1.5之间、矿浆浓度15%、细菌氧化12～13 d的条件下,丹银、三道沟及混合精矿氧化渣氰化金浸出率分别为95.00%～95.47%、94.20%～94.62%和95.04%～95.11%,银浸出率分别为76.00%、74.21%和75.11%,指标较为理想,较好的解决了该含砷金精矿难处理的问题。     

国内金精矿氰化提金技术现状

金精矿氰化提金技术是我国黄金工业主要直接产金的手段，它包括简单含金银矿物的精矿二浸二洗工艺，还包括一些富含铜、铅等金属需要添加某种助浸剂的氰化技术，小秦岭一带矿山生产金银铜铅锌与硫多金属精矿，即需要焙烧后酸浸除去硫铜铅再氰化，而湖南湘西金矿所产金锑钨精矿也需焙烧后处理，若含砷金精矿需要经过焙烧、热压及细菌氧化后再氰化提金，并已逐步进行工业化生产。总之，随着社会进步与科研工作不断深入发展，我国金精矿氰化提金工艺技术日臻完善，并将会在今后工业生产中作出更大贡献。     

难处理金精矿生物氧化-氰化炭浸法提金试验

针对某难处理金精矿含砷、高碳的特点,采用生物氧化-氰化炭浸提金工艺,考察了矿浆浓度、氧化时间、溶氧量、搅拌速度、培养基用量等因素对Fe、As、S脱除率、硫化物氧化率及金浸出率的影响。氰化炭浸试验结果表明,金的浸出率由直接氰化炭浸时的15.53%提高到95.82%,同时分析了氧化过程Eh、pH变化及Fe的行为。     

提高含砷金精矿二段焙烧-氰化工艺金浸出率的试验研究

在试验研究基础上,提出了一种提高含砷金精矿二段焙烧-氰化浸出工艺金浸出率方法.试验结果表明,含砷金精矿经一段焙烧(450～500℃)除砷后,加入一定量的添加剂SR,再进行二段焙烧(630～650℃),然后经稀硫酸除铜后进行氰化浸出,可使金的氰化浸出率提高4.65%.该方法可获得较好的经济效益和社会效益.     

含砷金精矿焙烧-氰化浸取金、银的试验研究

研究了含砷金精矿焙烧-氰化浸取金、银的新工艺方法.该方法是在含砷金精矿焙烧时加入一定量的硫酸钠,可大幅度提高金、银的氰化浸出率.试验结果表明:对于砷质量分数为0.45%的金精矿,在焙烧时加入矿样量4%～5%的硫酸钠,可使金、银的氰化浸出率分别达到95%和60%以上,比原工艺方法分别提高5.0%和40%以上.     

提高含碲金精矿中金、银氰化浸出率试验研究

对提高某含碲金精矿金、银的氰化浸出率进行了试验研究。试验结果表明,试验采用的工艺方法对含碲金精矿进行氰化浸出,金、银的氰化浸出率可分别达97.17%和95.57%,比常规氰化浸出分别提高了12.07%和18.17%。     

多金属精矿提金研究

本文采用催化氧化酸浸—盐水脱铅—氰化的湿法方案处理含铜及铅的浮选金精矿,可综合回收金银铜铅,其浸出率分别可达到91、85、75及90%。     

高铜金精矿沸腾焙烧工业实践

采用沸腾焙烧—酸浸—氰化工艺处理高铜金精矿。工业实践表明,对于铜品位7%~10%的金精粉,全流程铜的回收率达到97%,酸浸渣含铜低于0.3%,氰化金浸出率96.84%,银浸出率75.45%,烟气SO2总转化率平均98.74%,处理后的烟气SO2浓度0.061%。     

含砷金精矿的焙烧和氰化浸出试验及焙砂和浸渣的矿物学研究

采用两段焙烧——焙砂水淬(稀酸介质)——氰化工艺从某含砷难处理金精矿中提金,提取率可达92．2％,而采用常规的焙烧——氰化浸出工艺只能达到84．5％。对焙砂及氰化渣的矿物学研究表明,残留于渣中的大多数金均以超细的不可见金粒的形式为Fe_2O_3相包裹,因此,自该类型精矿中充分回收金的前提条件是尽可能破坏Fe_2O_3相。     

含铜金矿生物浸出渣铜品位对氰化提金的影响

对紫金山低品位含铜金矿进行生物浸出—介质转换—氰化提金摇瓶试验,考察不同生物浸出周期铜的浸出率以及生物浸出渣中铜的品位对后续氰化提金的影响。结果表明,生物浸出12d,含铜金矿中73%的铜溶出,浸出渣铜品位降至0.096%。生物浸出渣铜品位对氰化浸出有显著影响,随着铜品位的升高,氰化钠耗量、氰化过程铜的浸出率以及贵液铜浓度均升高。为降低铜对氰化提金的影响,生物浸出渣中铜的品位应降至0.1%以下。     

从文峪金矿含铜低金硫精矿中提取金铜的工艺研究

通过分析影响含铜金硫精矿常规氰化提金的因素,提出用浮选方法把含铜金矿精矿分成金铜精矿和金硫精矿,金铜精矿用加压氧化酸法提铜,提铜渣和金硫精矿分别用常规氰化法提金,该工艺消除了铜对氰化过程的影响,取得了满意的技术经济指标。     

氰化—铁盐氧化法从炭质银精矿中提取金银试验研究

针对含金 17.3g/t、银 4 4 0 0g/t的炭质银精矿 ,提出了氰化浸金—强化提银两段浸出新工艺 ,并对其浸出过程进行了研究。研究结果表明采用先金后银工艺 ,避免了在氰化浸出过程中炭质物对提金过程的影响。在氰化浸出段 ,金、银的浸出率分别大于92 %和 70 % ;而残存在氰化渣中的部分难浸银可在后续的强氧化浸出段予以回收 ,使银的总浸出率可大于 95%     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

难处理含铜氧化金矿抑铜浸金试验研究

提出一种新型的选择性抑铜浸金新工艺处理含铜氧化金矿,该工艺加入抑浸剂(MZY)后进行氰化浸出,可达到抑铜浸金的效果,并对工艺参数进行优化。结果表明,当石灰、MZY和氰化钠用量分别为18、0.5和1.2kg/t时,金、铜浸出率分别为83%～84%和4%～5%,新工艺的金浸出率高、铜抑制效果好、操作简单。     

甘肃某低品位金矿石综合回收有价矿物的试验研究

为了提高甘肃某金矿选矿回收率,采用浮选+精矿氰化法与全泥氰化法2种工艺方案进行矿石处理,通过对比二者选冶总体回收率,从技术及经济方面综合考虑,最终确定采用先浮选后精矿氰化方法处理金矿石。试验表明,在保证总浮选时间为20 min的前提下,设定生产现场的浮选条件为矿浆浓度33%,磨矿细度-200目占55%以上,丁基黄药100 g/t,丁铵黑药80 g/t。精矿氰化条件应保持在细度-400目占90%以上,氰化物浓度为6.5‰,氰化时间为36 h,浸出矿浆浓度为30%~35%的氰化浸出条件下,可取得氰化总体回收率为95.43%的较好指标。     

含金多金属矿的分离工艺

通过对含金多金属矿石混合精矿的试验研究，采用先氰化后浮选的工艺流程，获得合质Au，Ag及合格的Cu，Pb，S精矿．Au，Cu，Pb的回收率分别为92．09％，88．8％，87％．结果表明此工艺流程能够解决含金多金属混合精矿的有效分离问题．