某高砷难溶金矿石浸出特性试验研究

采用超细磨、边磨边浸和强化碱浸等工艺方法考察了某高砷型难溶金矿石的浸出特性。其结果表明,超细磨、边磨边浸和强化碱浸工艺均能有效提高金的浸出率。矿样超细磨至-37μm占99.7%时,金的氰化浸出率从23.7%提高到73.6%,金的非氰化浸出率从18.5%提高到66.9%;在同样磨矿细度条件下进行边磨边浸,而后再继续浸出,金的氰化浸出率进一步提高到82.4%,金的非氰化浸出率提高到72.9%;在同样磨矿细度条件下进行碱浸预处理,碱浸6~9 h金的氰化浸出率为88.3%~87.5%,碱浸9~12 h金的非氰化浸出率为89.7%~90.2%。     

某碳质微细粒金矿石提金工艺试验研究

对某碳质微细粒金矿石研究采用预处理—氰化炭浸工艺,降低了矿石中碳质矿物活性,抑制了碳质矿物对已溶金吸附,使金浸出率达88.49%,活性炭对金的吸附率为99.71%。预处理—氰化炭浸金浸出率比直接氰化炭浸金浸出率提高5%以上。     

贵州某氧化型金矿石浸出试验研究

针对贵州某低硫氧化型金矿石现场金浸出率低的问题,进行了全泥氰化浸出和柱浸试验研究,考察了全泥氰化石灰用量、氰化钠质量分数、磨矿细度及助浸剂等影响因素。结果表明:在最佳试验条件下,采用新型助浸剂ZW-1,全泥氰化金浸出率达到92. 83%,比现场金浸出率80%左右显著提高;柱浸适宜粒级为-30 mm,金浸出率为89. 24%;全泥氰化浸出工艺适宜处理该矿石,其金浸出率比柱浸金浸出率高3. 59百分点,浸渣金品位较低,为0. 07 g/t,且浸出时间较短。     

吉林大线沟含金尾矿中金的浸出回收

塔式磨浸机的细磨和边磨边浸氰化浸出工艺对吉林大线沟含金尾矿的浸出回收金实验结果表明,在90%通过200目的磨矿细度下,氰化浸出12h,金的浸出率93.3%;在同样磨矿细度下,金的边磨边浸浸出率95%。处理1 t含金尾矿生产成本为40元。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

合成促进剂和抑制剂在难处理金矿石回收中的应用

对黑龙江省大兴安岭呼玛宽河金矿金精矿进行了可行性试验、中间试验和工业试生产等研究,结果表明:该金精矿直接氰化浸出金浸出率很低;经酸浸(加入促进剂)后氰化浸出36 h,可将金浸出率提高到84.6%;经焙烧并磨细,再经酸浸(加入促进剂)后碱性条件下氰化浸出(加入抑制剂)48 h,可将金浸出率提高至96.9%;中间试验和工业试生产均取得了较理想浸出效果。     

高砷高硫难处理金精矿生物预氧化—氰化炭浸提金试验研究

研究了采用生物预氧化—氰化炭浸工艺从广西某高砷高硫难处理金精矿中提取金,考察了矿浆浓度、体系pH、氧化时间、溶氧量对金浸出率的影响。试验结果表明:采用生物预氧化—氰化炭浸工艺,金浸出率由直接氰化浸出时的16.35%提高到77.78%,浸出效果较好。     

提高某含砷难浸金矿石氰化浸出率试验研究

某难浸金矿石金品位3.18 g/t,采用常规氰化工艺金浸出率仅为65%左右,属于较难浸金矿石。试验研究查明了金浸出率不高的原因是矿石中存在斜方砷铁矿、毒砂所致,通过添加助浸剂对该矿石进行氰化浸出工艺的试验研究,结果表明添加助浸剂辅助氰化金浸出率提高25.47%。     

加纳共和国某高硫金精矿选冶工艺试验研究

对加纳共和国某高硫金精矿进行全浮选流程分选,并对浮选金精矿氰化浸金。试验结果表明:该矿石采用全浮选—氰化浸出流程处理,金总回收率达85.43%,硫回收率为91.90%;对金精矿进行氰化浸出,金浸出率在95%以上,银浸出率为45%。     

含金矿石的机械活化浸出工艺研究

本文进行了机械活化法强化氰化浸金的研究。对现场生产中需要采用两段共48h浸出的金精矿,采用磨浸仅3h即可达到53%以上的浸出率,若辅以过氧化氢和氨水联合助浸,则磨浸2h即可达近70%的浸出率。在此基础上,提出了磨浸-搅拌联合浸出的工艺路线,磨浸1h后再搅拌12h即可达93%以上的浸出率,极大地加快了浸金速率,缩短了浸金时间。为氰化浸金这一传统工艺提供了一条崭新的发展思路。     

某金矿预处理后炭浸法提金试验

对某难处理金矿热压氧化渣进行炭浸氰化试验,考察pH、调浆时间、底炭浓度、氰化钠初始浓度、浸出时间对金浸出率的影响。结果表明,在下述最佳条件下,氰化钠的消耗仅为0.27~0.29kg/t,金浸出率为95.34%:底炭浓度60kg/t、氧化钙用量35kg/t、氰化钠初始浓度1.5kg/t、调浆时间2h、室温浸出2~4h。难处理金矿经过热压氧化预处理后炭浸法提金,具有浸出反应动力学快,浸出率高,氰化钠消耗低的特点。     

响应曲面法优化金浸出条件试验研究

内蒙古某金矿采用全泥氰化工艺,因原矿性质发生变化,需进行浸出条件优化试验研究。在工艺矿物学研究的基础上,采用响应曲面法考察了氧化钙用量、氰化钠用量、充气量3种因素对金浸出率的影响,建立了拟合方程与响应曲面。结果表明:氧化钙用量、氰化钠用量、充气量对金浸出率影响较大,且三者间有明显的交互作用;在磨矿细度-74μm占90%的条件下,最优浸出条件为氧化钙用量3.330 kg/t、氰化钠用量1.040 kg/t、充气量0.076 m^3/h,此时金浸出率预计可达94.75%。该研究为现场工艺优化提供了技术依据。     

细磨氰化浸金新工艺的研究

研究了搅拌磨细磨氰化的浸金工艺,考察磨矿细度、液固比、氰化钠用量和助浸剂对金浸出率的影响。与常规氰化浸金工艺相比,细磨氰化法浸金大大缩短了浸出时间,降低氰化钠用量６０％,金浸出率提高１０％,效果十分显著。     

低品位金矿石直接堆浸工艺研究

对低品位氧化型金矿石进行直接堆浸试验,考察矿石粉矿比、堆场高度、NaCN用量、喷淋强度、喷淋制度等对金浸出率的影响。结果表明,控制如下最佳工艺参数:矿石粉矿比8%以下、堆场高度11.5m、NaCN用量0.175kg/t、喷淋强度1.35m3/t,采用下述喷淋制度:NaCN浓度(900~1 000)×10-6喷淋3天、(600~700)×10-6喷淋3天、(300~400)×10-6喷淋4天、(100~200)×10-6喷淋10天、(50~60)×10-6喷淋53天,可得到金浸出率76.1%的较好指标。     

采用“敏杰”提金剂堆浸工业试验研究及应用

"敏杰"提金剂具有低毒环保、浸出速度快、使用方法简单等优点,在碱性条件下替代NaCN浸金效果较好,可大大降低环境污染压力。张家口弘基矿业有限责任公司采用"敏杰"提金剂进行了金矿堆浸工业试验研究和生产应用,结果表明:在金矿石堆浸生产中,"敏杰"提金剂完全可以替代NaCN进行浸金,其生产技术指标与NaCN浸金相当,金浸出率达到50%以上,具有良好的经济效益、环境效益,可在黄金行业推广应用。     

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。     

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。     

氨氰法从铜金精矿热压酸浸渣中提金工艺研究

对氨氰法浸取含铜热压酸浸渣进行了工艺试验研究,详细地考查了各操作条件对金银浸出率的影响。在矿浆浓度40%,NaCN用量8.0 kg/t,NH4HCO3 用量75k g/t,氰化时间16 h的条件下氰化,金、银的浸出率分别为98.3%、82.7%。     

从某沉积污泥中提取金、银试验研究

采用焙烧-酸浸-氰化工艺从沉积污泥中提取金、银,试验考察了氰化浸出反应液固比、pH值、氰化钠质量分数、反应时间、搅拌速度对金、银浸出率的影响。沉淀污泥在焙烧温度903K、焙烧时间2h的条件下,进行预处理;焙砂在反应液固比4：1、硫酸浓度0．5mol／L、反应时间3h、反应温度323K、搅拌速度300r／min的条件下,进行硫酸浸出;酸浸渣在反应液固比4：1、pH10．5、氰化钠质量分数0．4％、反应温度298K、搅拌速度250r／min、反应时间72h的条件下,进行氰化浸出;金、银浸出率分别可达93．2％、79．1％。     

The role of oxygen in thiosulphate leaching of gold

The role of oxygen in thiosulphate leaching of gold has been investigated in both pure gold and ore systems. The gold dissolution decreased in the presence of oxygen in the pure gold system. Air or oxygen bubbling caused higher consumption of thiosulphate and leaching passivation. Nitrogen bubbling largely increased gold dissolution and this beneficial effect appeared to be more noticeable at a higher nitrogen flowrate. Nitrogen bubbling stabilised thiosulphate and prevented the passivation of gold. The use of oxygen pre-saturated water had little effect on gold dissolution. The counter current leaching tests showed that both gold passivation and the products due to thiosulphate decomposition affected the gold dissolution. The leaching solutions could be re-used without any impact on gold dissolution under a nitrogen atmosphere.Mineralogy affected the thiosulphate leaching system under different atmospheres. The leaching behaviour of a sulphide ore with only a small amount of sulphides was determined by the leaching behaviour of gold. However, air bubbling gave a higher overall recovery in the leaching of a pyrite concentrate, while nitrogen bubbling only marginally increased the overall gold recovery. Oxygen injection enhanced the dissolution of sulphides, releasing more gold from the sulphide matrices. Nitrogen injection hindered the corrosion process of the sulphides, affecting the overall gold recovery. Nitrogen bubbling decreased the thiosulphate consumption in the leaching of the pyrite concentrate, while air bubbling increased the thiosulphate consumption. It is suggested that high sulphide containing ores should be pre-treated to fully or partially break down the sulphide matrices to liberate gold, followed by gold leaching under a nitrogen atmosphere.