难处理金精矿高压氧化预处理试验研究

进行了难处理金精矿高压氧化预处理试验研究,重点考察了温度、时间、液固比对预处理效果的影响,确定了最优工艺条件。试验结果表明,在液固比4:1、氧化温度180℃、氧化时间3 h条件下,硫化物氧化率达99.5%,预处理渣中单质硫含量0.31%,其再经球磨,金浸出率由未预处理时的12.88%提升到94.30%,渣率仅为精矿的10.88%。     

从难处理金精矿中氰化浸出金、银试验研究

采用氰化浸出工艺从预处理后的难处理金精矿中提取金、银。最佳氰化浸出条件为：液固比4：1,保护碱Na2CO3调节pH值9．5～10．5,氰化钠质量分数0．4％,氰化浸出96h。在此条件下,金、银浸出率分别达到96．53％、75．37％。同时,探索了复合保护碱对金、银浸出率的影响,使用复合保护碱m（Na2CO3）：m（NaOH）=3：1,金、银的浸出率分别达97．36％、75．59％,比采用单一保护碱Na2CO3时分别提高0．83％和0．22％。     

从难处理金矿中回收金的工艺研究

本文对我国某大型难处埋金矿金的回收工艺进行了研究，提出采用浮选－精矿焙烧－氰化浸出工艺，可获得金选冶总回收率８３％以上。     

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。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

用硫脲从难处理矿石中回收金的浸出和炭浸工艺

Ke Xu等研究了反应温度、硫酸浓度、液固比和Fe^2＋浓度对硫酸从含磷烟道灰中浸出镓的影响。结果表明，镓提取率随温度、硫酸浓度和液固比的升高而升高。Fe^2＋浓度对镓的回收没有明显影响。可溶于酸的镓能够用模拟废酸（含20％硫酸，0～50g／L Fe^2＋）在80℃、液固比10：1条件下被完全提取。研究磷酸盐浓度、反应温度和pH对镓和铁沉淀的影响，以确定从模拟废酸浸出液中回收镓的最佳条件。     

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-氰化提金工艺进行实验研究。试验得到的最佳条件为:金精矿粒度-0.043 mm 52.85%、一段焙烧温度450℃、时间1 h(炉门关闭),二段焙烧温度700℃(炉门稍开),焙烧时间0.5 h;初始氰化钠浓度0.5‰、L/S=4、氰化时间24 h。在此条件下硫、砷的脱除率分别为99.99%、52.56%,金的浸出率为88.92%。     

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%。     

某难处理硫化金精矿加压氧化一氰化浸金试验研究

对云南某难处理硫化金精矿进行加压氧化一氰化浸金试验研究,考察了加压氧化各因素对氰化浸金的影响。加压氧化最优条件为：固液比1：4,木质素磺酸钠5g／t,硫酸初始质量浓度10g/L,温度190℃,压力2．0MPa,反应时间4h,搅拌转速450r／min。金精矿经加压氧化一氰化浸出获得了97．55％的较高金浸出率。     

从含砷锑难处理金矿石中浸出金的试验研究

介绍了含砷锑难处理金矿石的矿物组成及工艺矿物学特征。在氰化浸金过程中,加入一定量混合氧化剂(H2O2+KMnO4)和混合助浸剂(Pb(Ac)2+A),金得到有效浸出,浸出率达91.17%。     

某含碲难浸金矿石强碱预处理—氰化浸出试验研究

对山东某含碲难浸金矿石进行了强碱预处理-氰化浸出试验研究,考察了磨矿细度、初始NaOH质量浓度、预处理时间及通风量等因素对浸出指标的影响,并进行了生产实践。结果表明:采用强碱预处理-氰化浸出联合工艺,在磨矿细度-0.074 mm占96%、矿浆浓度33%、初始NaOH质量浓度50 g/L、搅拌转速700 r/min、预处理时间16 h等最佳条件下,小型试验及生产实践均可将该含碲难浸金矿石金浸出率由40%左右提高至80%左右。研究结果对提高此类含碲金矿石回收利用价值具有重要借鉴意义。     

难浸金矿石的处理方法

本文综述和评论了近年来文献中所报导的难浸金矿石的处理方法。难浸金矿石的直接浸出包括加压氰化,炭浸和非氰化浸出法;在传统氰化浸出之前进行的预处理过程包括焙烧,化学氧化和生物氧化。对各种处理方法的发展状况,适应性及可行性给予了必要的讨论。     

中国难处理金矿石研究现状

阐述了中国难处理金矿石的主要概况,介绍了难处理金矿石常用的预处理方法,包括超细磨、焙烧、加压氧化、生物氧化等技术,以及金矿石的联合回收工艺,包括重选—浸出联合工艺、重选—浮选联合工艺、浮选—浸出联合工艺,并分析了各种预处理方法及联合回收工艺的特点,同时结合当前难处理金矿石选矿工艺现状,提出存在的主要问题,并在此基础上对其未来的相关研究作出展望。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

难浸金矿石的浸出与尾矿再回收试验研究

通过对难浸金矿石的氰化、浮选试验研究,确定出合理的工艺流程及条件,使难浸金矿石氰化浸出率达到87%以上;对氰化尾矿浮选,使金的氰化、浮选总回收率可达91.93%。     

某铅锌多金属矿石综合回收试验研究

针对某铅锌多金属矿石进行了充分的试验探索和全面的试验研究,实现了多金属的有效分离,取得了较为理想的试验指标。原矿优先浮铅—铅尾矿浮锌—锌尾矿浮硫闭路试验获得了铅精矿铅回收率90.59%、铅品位51.86%,锌精矿锌回收率76.34%、锌品位41.25%,硫精矿硫回收率71.55%、硫品位47.81%的较好指标,且各产品含杂均达到了合格产品要求,经济效益显著。     

河北某难选金矿选矿试验研究

针对河北某金矿矿石自然金粒度大小不等、嵌存状态复杂的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程回收金取得了较为理想的指标。尼尔森选矿机处理一段磨矿产品回收中粗粒金,获得品位291 g/t、回收率26.71%的重选金精矿。尼尔森中矿并入尾矿一起再磨至-0.074 mm占85%,以丁基黄药和M-钠盐组合捕收剂强化金的浮选,获得品位122.7 g/t、回收率62.35%的浮选金精矿,金总回收率达到89.06%。相比单一浮选流程,金回收率提高3.57%。     

难处理金矿石提金预处理工艺的选择分析

以大量的试验研究和生产实践为依据,分析了不同预处理技术对难选冶金矿石的适应性。通过分析研究,进一步阐述了难选冶金矿石预处理技术的选择依据和方法。针对难选冶金矿石的工艺特性,采取科学合理的预处理提金工艺,可最大限度地提取金并综合回收多种有价元素,从而实现资源的高效利用。     

贫硫化物稀疏浸染型金矿石提金试验研究

对云南某贫硫化物稀疏浸染型金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:氰化工艺不适宜处理该类矿石;采用原矿重选—浮选闭路工艺流程,可获得重选精矿金品位464.20 g/t,金回收率30.95%,浮选精矿金品位66.32 g/t,金回收率57.60%,总回收率88.55%的良好指标。     

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。