某难处理金精矿焙烧—氰化提金工艺试验研究

针对某难处理金精矿,采用焙烧—氰化提金工艺。试验得到的最佳条件：金精矿粒度为-0.043 mm占52.85%,一段焙烧温度为450℃,焙烧时间为1 h（炉门关闭）,二段焙烧温度为700℃（炉门稍开）,焙烧时间为0.5 h;初始Na CN浓度为0.5‰,L/S=4,氰化时间为24 h。在此条件下,硫、砷的脱除率分别为99.99%和52.56%,金的浸出率为88.92%。     

焙烧-酸浸-氰化法从复杂金精矿中回收金银铜

采用焙烧-酸浸-氰化工艺综合回收复杂金精矿中的金、银、铜.结果表明,焙烧温度、焙烧时间、焙烧添加剂种类和用量对金、银、铜浸出率影响显著.实验确定了较优工艺条件为:焙烧添加剂NaOH用量为6 %,温度630 ℃,焙烧时间3 h,硫酸浓度1 mol/L,酸浸液固体积质量比5:1,酸浸温度50 ℃,酸浸4 h,氰化纳浓度3 ‰,氰化浸出液固体积质量比5:1,常温氰化72 h.在上述条件下,金、银、铜浸出率分别达到93.53 %、75.37 %、94.23 %.      

某高砷难处理金精矿回收有价元素试验

采用两段焙烧—酸浸—氰化浸出工艺从某高砷难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,一段焙烧温度550℃,二段焙烧温度630℃,酸浸时间90min,控制终点pH 1.0时,铜浸出率达到82.44%;酸浸渣细磨至-0.039mm占88.9%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.98%。     

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.     

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

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。     

某含铜砷金精矿综合回收金银铜焙烧试验研究

某含铜砷金精矿采用硫酸化焙烧生产工艺进行处理,酸浸铜浸出率仅为86.03%,金、银氰化浸出率分别为92.00%、53.00%,有价金属金、银、铜回收效果均不理想。针对该含铜砷金精矿性质,采用三级工艺,即一级还原焙烧+硫酸化焙烧、二级酸浸浸铜、三级氰化浸出工艺进行处理,并优化了试验条件。结果表明：在最佳条件下,该含铜砷金精矿添加氢氧化钠10.0 kg/t,经过600℃、1.0 h的还原焙烧,焙砂再添加8.0%硫铁矿进行650℃、2.0 h的硫酸化焙烧,焙砂经酸浸浸铜,铜浸出率达到95.35%;酸浸渣经氰化浸出,金、银浸出率分别为96.13%、75.39%,指标较好,实现了含铜砷金精矿的有效回收利用。     

某复杂银精矿提金、银工艺研究

采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,结果表明:在焙烧温度923 K,焙烧时间2 h,酸浸反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8～1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h,氰化反应液固比2∶1,反应pH 值为10～11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化浸出时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.在复杂银精矿与其它矿样按一定比例重新配矿后,采用相同试验条件,氰化时Au、Ag 的浸出率分别提高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t.      

新疆某高硫高砷金精矿的预处理氰化浸金试验研究

对新疆某高硫高砷金精矿.加入ZOD助浸剂预处理后氰化浸出,金氰化浸出率由未经ZQD预处理的47.5%增加到89.1 %;加入固化剂CaO-Na2CO3二段焙烧(一段450℃,焙烧1h,二段650℃,焙烧2 h)后,再进行助浸预处理氰化,金氰化浸出率可达95.1%,硫固化率达到80.5%.     

高砷高硫金精矿回收有价金属工艺研究

采用两段焙烧—酸浸—再磨—氰化工艺从高砷高硫难处理金精矿中回收有价金属。结果表明,在550℃弱氧化气氛下焙烧60min,700℃氧化气氛下焙烧60min;焙砂细磨至-0.038mm占70%,氰化钠用量6kg/t,氰化浸出48h,金浸出率达到90.86%,银浸出率达到56.95%。     

从某难浸金矿石中提取金的研究

对难浸半氧化金矿石进行氰化浸出时 ,加入助浸剂过氧化钙可明显提高金的浸出率 ,缩短浸出周期 ,降低 Na Cl耗量 ,具有一定的经济效益。     

含砷锑硫碳金精矿提金工艺研究

控制焙烧条件，使金精矿中As、Sb、S、C有效脱除，其中的金表露。焙烧矿磨细至0．041mm以下86％以上，采用常规氰化浸出，金浸出率达92．13％，砷以三氧化二砷形式回收。     

东安浅成低温热液型金矿床金的赋存状态

东安浅成低温热液型金矿床位于黑龙江省逊克县北, 赋存于中酸性火山-侵入岩、晚印支期碱长花岗岩和中燕山晚期细粒碱长花岗岩脉强硅化蚀变带中。矿石为强硅化贫硫化物金-银矿石。矿体矿石矿物成份简单, 金属矿物含量低, 总量只占2.8%, 金属矿物主要为黄铁矿, 少量的毒砂、闪锌矿、方铅矿等。脉石矿物主要为石英, 少量的长石、高岭土、绿泥石、绢云母等。金矿物主要为银金矿, 以粒间金为主, 裂隙金次之, 包裹金少量, 粒度为中-微细粒为主。     

碘量法测定金泥中的金

介绍了采用活性炭吸附碘量法测定金泥中金含量的实验研究,先用王水溶解试样中的金,经活性炭吸附后炭化、灰化,再采用Na₂S₂O₃标准溶液滴定法测定金泥中的金含量。实验提出了碘量法的最佳条件选择,探讨了活性炭的加入量、过滤速度、碘化钾的加入量、温度和试样的均匀性对金分析结果的影响,并对金泥样品进行了加标回收率实验,金的回收率在97%～108%之间,进行精密度实验（RSD,n=6）,测定相对标准偏差均＜0.50%,对氰化金泥金含量为10%~30%的样品分析结果与火试金重量法结果相吻合。该方法快速准确、低成本且污染小。     

高龙金矿提高金回收率的实践

高龙金矿矿石类型属微细粒浸染型泥质高的含金氧化矿 .部分矿体含炭质矿石比较高 ,并有As,Sb等有害元素 ,属难处理矿石之一 .原工艺采用炭浆法 ,氰化浸出率一直很低 ,为了提高金回收率 ,公司与科研单位及高校合作 ,针对矿石特性把炭浆工艺改为炭浸工艺 ,并对设备进行改进 ,严格生产管理 ,找出最佳条件 ,因此取得了较满意的结果     

从含碳金矿石中提金工艺方法的试验研究

拟定了一种从含碳金矿石中提取金的工艺方法,该方法采用氨水-煤油混合体系对矿样进行预处理,从而使可溶性铜形成铜氨络合物,使矿样中的碳吸附煤油而钝化,以消除碳在氰化过程中对金的吸附。在助浸剂H₂O₂存在的条件下,分别采用CaO和NaOH为pH值的调整剂进行氰化浸出,使金的氰化浸出率分别达到96.01%和97.79%,具有较好的经济效益和社会效益。     

铁帽型金矿石制粒堆浸提金试验研究

为解决高泥质金矿石金浸出率低的问题,对某铁帽型金矿石开展了制粒堆浸提金的现场试验研究。试验结果表明,对于这类含泥较多的铁帽型金矿石,采用制粒堆浸工艺,可以获得较好的技术指标。金的浸出率由常规浸出法的33％提高到72％。     

煤金团聚法回收金的研究进展

主要从煤金团聚法(coal gold agglomeration)提金技术的由来、发展、团聚机理、聚团的制作和后处理、在难处理金矿石处理中的应用及工业试验等方面,综述了煤金团聚法国内外近年来的发展状况.无污染提金技术是黄金冶金技术的发展方向之一.煤金团聚法具有选择性强、回收率高、流程简单等特点,可用于对现有选冶工艺进行技术改造.