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。     

氰化尾渣提金预处理试验研究

针对某选矿厂高硫高砷难处理金矿石经两段焙烧—氰化浸金后产生的尾渣,根据其性质分析,采用硫酸浸铁—硫脲浸金工艺进行提金试验研究。其结果表明:在最优浸铁条件下,即浓硫酸用量45 m L、温度80℃、时间4 h、液固比4∶1,产出的浸铁渣再进行硫脲浸金,铁和金的浸出率分别达到60.37%和63.44%;这表明采用该工艺可有效地从该氰化尾渣中浸出回收金。     

微细浸染型金矿硫脲—硫氰酸铵浸出研究

某微细浸染型金矿化学分析结果显示,金品位为3.51×10-6,Si O2含量较高(占71.88%),有机碳质量分数高达2.51%,XRD和金物相分析可知,矿石中主要矿物为石英、方解石及硫化矿,金矿石主要以微细粒浸染型为主,或包裹于石英、硅酸盐、硫化矿及碳酸盐矿物中。采用焙烧—硫脲或硫氰酸铵单体系浸出时,金浸出率较低;采用焙烧—硫脲、硫氰酸铵混合体系浸出时,可获得较好的浸出率。通过析因试验研究硫氰酸铵、硫脲(Tu)和硫酸铁对金浸出的影响,结果表明硫酸铁和硫氰酸铵相互作用显著。通过优化浸出时间、p H值和液固比,得到混合体系浸金的较优条件。结果表明:在焙烧温度为600℃、焙烧时间为60 min、p H=1.06、硫酸铁用量为14 kg/t、硫氰酸铵用量为10 kg/t、硫脲用量为2 kg/t、浸出时间为7 h和液固比为3∶1的条件下,可获得75.03%的金浸出率。     

镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿原矿焙烧试验

提出了原矿焙烧—氰化提金工艺处理某镁质碳酸盐岩微细浸染型金矿。试验表明,在原矿粒度-0.074mm占80%,焙烧温度650℃,焙烧时间1h,焙砂再磨粒度-0.038 mm占90%,NaCN用量3kg/t,液固比L/S=2,氰化时间36h的最佳条件下,渣含金降至1.92g/t,金浸出回收率达到94.90%。对300t/d规模原矿焙烧项目的经济评估表明该工艺经济效益显著。     

氰化尾渣硫脲浸金试验

采用硫脲法浸金工艺对某难处理氰化尾渣进行浸出试验。结果表明,在液固比3∶1,pH=1～1.5,硫脲浓度2kg/t,温度60℃,浸出6h时,金浸出率可达82.30%。     

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%。     

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%。     

陕西某微细粒浸染型金矿选矿试验研究

微细粒浸染型金矿床往往富含砷、汞、锑、碳等难处理矿物,其中细粒金常赋存于黄铁矿等硫化矿物中,属于难处理矿石。陕西省某金矿床金矿物粒径非常细小,主要为次显微金,通过传统浮选方法难以获得高品位的金精矿产品,为有效提取细粒金矿石,开展了工艺矿物学及选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿床主要载金矿物为黄铁矿,在-0.074 mm占60％的细度条件下,黄铁矿的解离度达93.48％,自然金以次显微金及晶格金存在,属于微细粒浸染型难处理矿石。综合对比选矿试验结果表明,该金矿宜采用“研磨-焙烧-研磨-氰化”的流程方案,首先将原矿磨细到-0.075 mm占80%,然后在650 ℃的温度下焙烧2 h,再将焙烧矿磨细到-0.075 mm占95%,在NaCN用量为4 kg/t、氰化时间为36 h的条件下,金浸出率可达73.36%。该试验方案适合微细浸染型金矿石的浮选,选矿效果较为理想。     

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 %.      

难选金矿微波预处理边磨边浸非氰化试验研究

某难选金矿石化学成分分析结果显示,金品位为3.51×10-6 ,SiO2 含量高达71.88%,有害元素为碳和硫。其中,有机碳含量高达2.51%,严重阻碍了后续浸出过程的进行。XRD和金物相分析可知,矿石中主要矿物为石英、方解石及硫化矿,硫化矿以黄铁矿为主。金主要以微细粒浸染或包裹于石英、硅酸盐、硫化矿及碳酸盐矿物中。针对该难选金矿石的性质,采用非氰化药剂TL直接浸出时,浸出率较低。采用了微波预处理边磨边浸非氰化工艺,研究了微波焙烧时间、微波焙烧温度、浸出剂TL的用量、液固比及磨浸时间对金浸出率的影响。试验结果表明,在微波焙烧温度为650 ℃、微波焙烧时间为45 min的条件下,当非氰化浸出剂用量为6 kg/t、液固比为4∶1、磨浸时间为6 h时,可获得71.64%的金浸出率。     

从贵州某金矿石中氰化浸出金试验研究

研究了从贵州某微细粒浸染型金矿石中氰化浸出金,考察了矿石细度、氰化钠用量、石灰用量、浸出时间、液固体积质量比对金浸出率的影响。结果表明,在矿石细度-74μm占比70%、液固体积质量比4/1、浸出时间24 h、氰化钠用量4 kg/t、石灰用量2 kg/t条件下,金浸出率达96%以上,浸出效果较为理想。     

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。     

低品位金钼混合精矿提取金钼新工艺

采用氧化焙烧脱硫、除碳—碳酸钠溶液浸出钼—浸钼渣氰化提金新工艺处理某金钼混合精矿。结果表明,在下述最佳试验条件下:粗精矿于600℃氧化焙烧1.5h、钼焙砂加入矿重40%的碳酸钠后按液固比3~4在80~90℃浸出1.0~1.5h,钼浸出率为91%,浸钼渣金的氰化浸出率大于95%。     

含铜金精矿热压预氧化—氰化综合回收金铜试验

对某含铜金精矿进行了热压预氧化—氰化综合回收金铜试验,探讨热压预氧化阶段矿石粒度、时间、温度、氧化分压和液固比对铜浸出率的影响。结果表明,在矿石粒度-44μm占85%、时间2.0h、温度210℃、氧分压0.8 MPa和液固比4∶1的条件下,铜浸出率为98.92%。预氧化渣在矿浆浓度为33%、pH=10~11和氰化钠浓度1‰的条件下浸出24h,金浸出率由常规氰化浸出的48.65%提高到98.41%,氰化钠耗量由常规氰化浸出的33.27kg/t下降至1.67kg/t。实现了金、铜的综合回收。     

低品位焙烧氰化尾渣物相研究与综合利用

氰化尾渣具有产生量大、回收利用难、危害性大、回收价值高等综合性特点,不同来源的氰化尾渣具有不同的元素赋存状态,因此需要采用不同的处理技术。探究了焙烧氰化尾渣的物相组成,水不溶相主要为铁的氧化物、氧化不完全的硫化物和部分硫化物形成的复合锍粒;水溶相为含量约7%的钠-钙的硫酸盐。研究了金铁溶解相关性,发现尾渣中的多孔赤铁矿结构包裹了金,王水溶出过程中,金铁浸出率具有基本相似的趋势,因此,采用还原焙烧-氰化处理方案,在焦炭用量7%、焙烧温度650 ℃、焙烧时间2 h,浸出矿浆浓度25%,矿浆pH为10.5,氰化钠浓度8‰,浸出时间24 h的条件下,金的渣计浸出率为76.43%。     

湖北某难处理金精矿中温菌预氧化-氰化浸出试验研究

研究了用中温菌预氧化-氰化浸出湖北某难浸金精矿.湖北某难浸金精矿为微细浸染状,高砷、高硫,含碳、汞、锑,采用中温菌对其进行预氧化,然后进行摇瓶与半连续氰化浸出试验.矿浆浓度15%,摇瓶试验中细菌预氧化10 d,半连续试验中细菌预氧化时间6～7 d.氰化浸出时,NaCN用量6 kg/t,液固体积质量比2∶1,浸出时间24 h.结果表明,金氰化浸出率分别为80.32%和86.32%.     

从银精矿中浸出金银的工艺优化试验研究

研究了采用直接氰化浸出及浸出渣焙烧—硫酸浸出—氰化浸出工艺从银精矿中回收银。试验结果表明:银精矿先氰化浸出部分裸露的银,再对氰化浸出渣进行焙烧、酸浸及氰化浸出,银总浸出率达85.06%;直接氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度1.5g/L,氰化浸出时间36h;氰化浸出渣的最佳焙烧条件为钠盐(片碱)添加量7kg/t,在马弗炉中焙烧1h,焙烧温度630℃;焙烧渣用硫酸浸出,最佳条件为硫酸质量浓度8g/L,浸出时间1.5h;酸浸渣氰化浸出最佳条件为pH=10,氰根质量浓度2g/L,氰化浸出时间36h。     

硫脲浸取某含金矿石的试验研究

对经过焙烧，且钴、铜、镍、钼、铋等有用元素基本已浸出的某含金多金属矿石浸渣，进行了硫脲浸金试验。试验结果表明。当硫脲用量为8kg／t，浓硫酸用量20L／t，浸出时间为4h，金的浸出率达90％以上。     

青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。     

氰化尾渣压力氧化—氰化浸出金试验研究

对含金8.75 g/t的氰化尾渣进行压力氧化—氰化浸出试验研究。经工艺矿物学研究可知：氰化尾渣中金矿物粒度微细且主要被硫化矿物包裹,常规氰化浸出难以获得理想指标。压力氧化预处理可解决上述问题,使金得到有效回收。通过单因素试验研究了压力氧化过程中矿浆浓度、反应压力、反应温度、氧化时间及磨矿细度对预处理效果的影响。结果表明：在矿浆浓度12%、反应压力3.2 MPa、反应温度220℃、氧化时间2.0 h、磨矿细度-0.045 mm占95%的最佳条件下,平均金浸出率达到90.75%。