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％ 。     

镇源金精矿氧化焙烧—氰化浸出工艺研究

按氧化焙烧－氰化浸出方案对镇源含砷高硫金精矿的提金工艺进行了试验研究，取得了令人满意的结果：金精矿在模拟工业窑制作制度下氧化焙烧，所或焙砂之硫、砷脱除率及综合氧化率分别达９５％、９２％和９５％以上，焙砂经细磨－碱洗后氰化，金浸出率超过９１％。     

镇源金精矿氧化焙烧氰化浸出工艺研究

按氧化焙烧氰化浸出方案对镇源含砷高硫金精矿的提金工艺进行了试验研究，取得了令人满意的结果：金精矿在模拟工业窑炉操作制度下氧化焙烧，所或焙砂之硫、砷脱除率及综合氧化率分别达９５％、９２％和９５％以上。焙砂经细磨碱洗后氰化，金浸出率超过９１％。     

高砷金精矿氧化焙烧焙砂和真空蒸馏脱砷焙砂的硫脲浸出研究

高砷金精矿经真空蒸馏脱砷后用硫脲浸出,金的浸出率可达90％以上。和金精矿直接硫脲浸出相比,金的浸出率提高了近80％,且金的浸出率随焙砂中砷含量的减少而提高;用真空蒸馏法处理高砷金精矿焙砂和常规氧化焙烧脱砷率相近的焙砂相比,在金的漫出方面具有相同的效果。     

从铋渣中选收锡、铋精矿

铋渣是我厂产出的粗铋精矿经氯化浸出的残渣。渣中含锡约3％、铋1.7％、砷13％、硫28％。渣中含砷高,冶炼难于处理,堆存千吨以上。堆存的残渣已结成大小不等(-300毫米)的质地疏松的渣块,散发出硫化氢气味,易破碎;大部分硫化铁、硫化砷矿物保持原状,也有一部分或全部氧化     

从砷黄铁矿提取金的细菌氧化条件

从砷黄铁矿提取金的细菌氧化条件美国阿森斯民族技术学院冶金试验室对从奥林匹亚难熔砷黄铁矿精矿中提取金的细菌氧化条件进行了研究。经分析，这种砷黄铁矿精矿约含Ｆｅ４０％，Ｓ４０％，Ａｓ１２％和Ａｕ２６ｇ／ｔ．精矿的矿物组成主要是黄铁矿（６８％～７０％）和砷...     

漂白粉法进行硫砷分离浮选试验

我局长坡选厂处理的锡石——多金属硫化矿中,含有大量黄铁矿。矿石经重——浮——重联合流程,回收主要金属锡石外,并对铅、锑、锌、硫进行综合回收。其中以硫砷混合精矿产率最大(占原矿8.8％),含硫品位一般为35～40％,含砷达3～5％以上。由于含砷高,给制酸工业带来困难,因而硫精矿销售不出去,造成很大浪费。     

降低锡精矿中硫砷含量的试验

一、前言彭山锡矿的主要产品为锡精矿,在建厂设计中仅要求精矿含锡品位达到45％以上,而对其他有害杂质含量没有提出要求。根据1983年4月江西冶金研究所和昆明冶金研究所提交的试验报告,当精矿含锡品位为48.8～50％时,含硫6.0～4.5％,含砷1.61～1.07％。选厂自1987年4月试生产以来,锡精矿含锡品位虽可稳定在45％以上,但产品中含硫9％以上,含砷3％以上,由于硫、砷含量过高,无法进行冶炼加工,产品严重积压。     

某高砷高铜金精矿综合回收金银铜试验研究

某高砷高铜金精矿含砷高达9.42%,采用加压氧化—氰化工艺处理,铜、金、银浸出率分别为96%～97%、99%、78%,加压氧化过程80%以上的砷固化在氧化渣中。同时开展了铜萃取、萃余液处理、毒性浸出等工艺单元试验,打通整体流程。毒性浸出试验表明,氰化渣、中和渣毒性浸出液中的重金属、砷浓度达标。采用加压氧化工艺处理高砷高铜金精矿是可行的。     

金精矿生物氧化过程中砷的氧化行为初探

用金精矿和砷精矿配出含砷量分别为2．46％、8．23％、14．00％的3个试样,分别进行生物氧化试验。试验结果表明,氧化液中三价砷含量与试样的砷含量有关。含砷较低的试样氧化时,氧化液中三价砷含量很低,溶液中砷大部分为五价砷;试样含砷越高,氧化液中三价砷含量越高,五价砷含量越低;氧化液中三价砷含量越高,则二价铁含量越高,Eh越低。由试验结果分析,生物氧化过程中毒砂中砷主要被Fe^3＋氧化,是间接作用机理的生物氧化过程。     

含砷金精矿砷富集试验研究

某黄金冶炼厂收购的含砷金精矿中金品位低于30 g/t,若直接进入冶金流程,既影响流程平衡,又会增加生产成本。根据砷矿物浮游特性,在pH=3.5的条件下,对含砷金精矿进行再磨后砷富集预选,采用一次粗选两次精选一次扫选工艺,获得产率为51.11%的较高品位金精矿,其中含金48.10 g/t,含硫32.56%,含砷7.13%,砷回收率达到90.61%。利用该预处理工艺最终实现了含砷金精矿物料中砷、硫、金的分选富集,降低了后续冶金作业处理量,有利于提高冶金指标和企业综合效益,从而实现清洁生产、节能减排的目标。     

含高砷、银铜矿石微捕收浮选新工艺试验研究

某含高砷、银铜矿石采用混合浮选工艺处理,所得银铜精矿由于含砷较高,银精矿出售时其中的铜不计价,矿石中伴生的铜矿物资源被浪费.通过对该矿石进行降砷试验研究,采用复合抑制剂HD-01,对砷矿物进行选择性抑制,利用矿石中铜、银矿物自然可浮性较好的特点,进行微捕收浮选新工艺试验研究,在不影响银回收率的情况下,使银铜精矿中含砷降到2.32%,达到银精矿出售含砷质量要求标准,使53%的铜矿物得到综合回收,大大地提高了企业的经济效益,同时为铜、砷分离浮选提供了可借鉴的经验.     

甘肃某含砷金精矿降砷选矿试验研究

针对甘肃某金精矿含砷(12.44%)高的特点,进行了金、砷分离选矿试验研究。通过试验探索,确定采用抑硫浮砷工艺流程,即金精矿细磨后采用石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂进行浮选毒砂抑制黄铁矿。其结果表明:抑硫浮砷工艺流程较好地解决了金精矿含砷高的问题,且浮选闭路试验获得了较好的分离效果,金精矿金品位33.65 g/t、含砷1.19%,金作业回收率91.48%。     

高砷含铋净化渣处理工艺研究

研究“碱浸脱砷-酸浸除铜-中和沉铜”回收高砷含铋净化渣中铋、铜的处理工艺.碱浸脱砷控制终点游离碱度40 ～50g/L,砷浸出率达到86.3％、氯浸出率达到96.4％;酸浸除铜控制酸度100g/L,铜浸出率达到90.9％,酸浸渣中铋含量高达40％,可作为优质原料进入铋反射炉冶炼生产4N精铋;中和沉铜pH值7～8,沉铜渣含铜高达52.12％,可作为生产硫酸铜等化工产品的原料.     

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定铅精矿中砷铜锌

采用盐酸和硝酸溶解样品,高氯酸冒烟除碳,20%(V/V)酸介质中,采用As 188.980 nm、Cu 327.395 nm、Zn 328.233 nm为分析线,使用电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定铅精矿中砷、铜、锌。结果表明,基体效应对砷、铜、锌的测定结果没有显著影响,使用无铅基体匹配的方法绘制校准曲线。各元素校准曲线的线性相关系数均不小于0.999 8;方法中砷、铜、锌的检出限分别为0.032 7、0.024 0、0.130 mg/L。按照实验方法测定铅精矿标准样品中砷、铜、锌,结果的相对标准偏差(RSD,n=7)为0.64%～1.1%;测定值与认定值一致,并且与碱熔-电感耦合等离子体原子发射光谱法的测定值也相吻合。     

过氧化氢氧化-亚铁盐沉淀联合工艺处理含氰尾矿试验研究

某金精矿冶炼企业含氰尾矿中总氰化合物及砷含量较高,采用过氧化氢氧化—亚铁盐沉淀联合工艺对其进行无害化处理,并对试验条件进行了优化。最佳试验参数:除氰阶段为过氧化氢用量2.0 mL/L,pH值6.0~6.5,反应时间2 h;除砷阶段为七水硫酸亚铁用量0.50 g/L,过氧化氢用量1.0 mL/L,pH值6.0~6.5,反应时间1 h。处理后的含氰尾矿压滤渣毒性浸出液中的总氰化合物和砷质量浓度均稳定低于HJ 943—2018《黄金行业氰渣污染控制技术规范》尾矿库处置标准要求,实现尾矿库堆存。     

某难处理银精矿氰化浸出试验研究

某含砷碳银精矿采用直接氰化及常规焙烧-氰化工艺处理,氰化钠消耗较大,银氰化浸出率低;采用加入添加剂焙烧-氰化工艺,试验结果表明,能够使银浸出率提高到93.18%,氰化钠消耗降到7kg/t.     

砷共沉淀-电感耦合等离子体原子发射光谱法测定金精矿中硒和碲

采用硝酸-盐酸-高氯酸分解样品,以2.0 mL 1.0 mg/mL砷溶液作为聚集剂,滴加250 g/L氯化亚锡溶液和加入次亚磷酸钠(固体)作为还原剂,将溶液中硒、碲、砷还原成单质而共沉淀,再用硝酸-高氯酸溶解过滤后的沉淀,选择Se 196.090{171} nm和Te 214.281{157} nm为分析线,建立了电感耦合等离子体原子发射光谱法(ICP-AES)测定金精矿样品中砷和碲的方法。实验表明:砷共沉淀法可将硒、碲与样品中大部分干扰元素(银、铅、锌、硅、钙、镁、铝和铁等)分离,避免了基体的干扰;虽然金精矿中的金在共沉淀的过程中会被还原而部分析出,但干扰试验表明,与硒、碲元素同时从基体溶液中分离出来的金对测定的干扰可忽略。在选定的实验条件下,硒和碲的质量浓度在0.5～2.0 μg/mL范围内与其发射强度呈良好的线性关系,硒、碲校准曲线的线性相关系数(r)分别为0.999 2和0.999 1;方法中硒和碲的检出限分别为1.40和4.23 μg/g。按照实验方法测定金精矿实际样品中硒和碲,结果与分光光度法的测定值相吻合,相对标准偏差(RSD,n=8)分别为2.0%～2.4%和3.1%～3.3%。