金精矿氰化厂氰化物的消耗与平衡

最近几年来,我国不少黄金氰化厂建成投产,氰化物的消耗也成倍增长。本文在如何降低氰化物消耗方面,从理论和实践上作了较为详细的阐述,特别对铜、铁、硫等元素和氰化钠浓度、氧浓度与氰化物消耗的关系,并指出了在氯化厂做好氰化物平衡的意义及如何开展此项工作。     

含氰污水的净化处理

<正> 金银氰化厂及堆浸厂的氰化溶液在循环使用一段时间后,当溶液中铜、锌及铁等的氰络合物及硫代氰酸盐的浓度超过容许值时,就会降低氰化溶液对金、银的溶解能力,因此需要排放部分氰化溶液。另外氰化尾矿浆及堆浸残渣中都含有大量的氰化物。氰化厂排出的污水中,氰化物含量约为     

用臭氧氧化氢化尾渣中的硫氰酸盐以再生氰化物

用臭氧氧化氢化尾渣中的硫氰酸盐以再生氰化物《ＭｉｎｅｒａｌＥｎｓｉｎｅｅｒｉｎｓ》１９９５年第３期上发表了Ｈ．Ｓｏｌｏ等人的文章，介绍了用臭氧氧化氰化尾渣中的硫氰酸盐使氰化物再生的研究结果。氰化物的消耗是氰化作业中主要的操作费用之一，但是添加到氰化矿...     

含铜金精矿氰化提金和氰渣浮铜试验研究与生产实践

河台金矿浮选金精矿含铜 3 %～ 6%,为了就地产金 ,就金精矿中铜对氰化金浸出率与氰化钠耗量的影响进行了选矿试验研究。研究证明 ,金精矿中铜对金浸出率的影响很大 ,如何采取措施降低铜对氰化浸金的影响 ,减少氰化钠的消耗 ,是提高金浸出率的关键。由于氰渣中含铜量达 3 %以上 ,有必要进行回收。经过试验研究和生产实践 ,采用添加剂A来降低铜对氰化的影响 ,是提高氰化金浸出率、降低氰渣品位和氰化钠消耗的重要途径 ;同时采用药剂B、C、D回收氰渣中的铜 ,能获得较好的指标和效益     

探讨降低氰化钠用量的新思路

在氰化浸出过程中因杂质影响，氰化钠用量较大，通过对矿物组成及其各组分化学性质的分析，确定氰化钠消耗的主要方向，从而提出了采用氨及有机盐类化合物作配体进行络合转化或以化学平衡移动的方式进行降低氰化钠用量试验的新思路。     

某氧化金矿石富氧浸出试验研究

针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95％,氰化物消耗为2．03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96．68％,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99．14％。     

含金氧化矿石的选矿工艺

<正> 某地含金氧化矿石,用常规的浮选方法回收金时,大量矿泥上浮,浮选过程很难控制;若加入水玻璃分散剂时,不能形成泡沫层,浮选过程难以进行;如直接氰化浸出,氰化物消耗量高达28.4公斤/吨,金的溶解率只有76.81%;为降低氰化浸出时的氰化物用量,提高金的溶解率,在矿石氰化浸出之前用硫酸处理5小时,浸渣氰化浸出8小时,耗酸量70公斤/吨,消耗氰化物3.75公斤/吨,     

增加砂滤器 提高置换率

<正> 我地区民采黄金矿山的氰化生产,都是采用锌丝置换法回收责液中的金。贵液从氰化浸出池排出后直接进入置换槽。由于贵液在排放过程中带有相当数量的悬浮物,而这些悬浮物会污染锌丝的表面,降低了金的置换率及消耗溶液中的氰化物。据对容县选厂氰化生产过程的测定,贵液中悬浮物的含量达58ppm,金的置换率只有57.45％。在置换槽的第一格中加放了约2公斤粒度为-3+1毫米的白云石进行过滤之后(见附图),锌丝     

从铜精矿中浸出金时金属氰化物成分的作用

1　引言氰化物浸出金时,由于氰化物对金的选择性未能超过对铜的选择性,铜的存在对金的氰化造成不利影响,当氰化铜-金硫化矿石中铜的含量超过1%时,通过氰化法提取金是不经济的。这是由于与铜及铜矿物的副反应可消耗大量氰化物。氰化物也可与其他若干元素形成络合物,如铁(Ｆｅ(ＣＮ)4-6)、镍和锌(Ｎｉ(ＣＮ)2-4)和Ｚｎ(ＣＮ)2-4)及银(Ａｇ(ＣＮ)-2)。这些络合物的形成减少了矿浆中自由氰化物的含量。金浸出中,水化、氧化成氰酸盐或与硫成分反应形成硫氰酸盐都会消耗氰化物。2　试验浸出试验用铜精矿是从富黄铜矿石中获得。其矿物含量为钠长石5…     

金和银的吸附浸出工艺

<正> 一、吸附浸出方法的特点应用离子交换树脂从矿浆中吸附金和银,当前是通过两种方法来实现:(1)矿浆预先氰化,然后吸附;(2)与氰化浸出同时进行。第一种方法,矿浆与树脂混匀时,预先氰化的矿浆液相中的金和银被离子交换剂吸附。树脂吸附完成后进行分离,脱金矿浆送去进行除害处理,然后送入尾矿坝。应该指出,当有离子交换剂时,矿石中的金继续溶解,因此,金属的回收有所增加。如果矿石中的金溶解的较完全,而且矿石中没有氰化物的吸附剂,预先氰化在磨矿阶段就可开始,氰化钠溶液可以直     

降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。     

甘氨酸在含铜金矿石氰化浸出工艺中的应用及研究

金矿石中常半生有铜矿物,处理难度大,且铜氰络合离子的存在明显降低了金的溶解速度,因而降低了金的回收率。为了解决铜对金浸出率的不利影响,通过在氰化过程中添加甘氨酸作为助浸剂与氰化物形成协同作用,对含铜金矿石进行了氰化浸出试验。试验结果表明：甘氨酸可以有效改善含铜金矿石的氰化浸出工艺指标,在提升金回收率的同时,能够降低氰化钠的单耗,金浸出率提高了16.22个百分点,氰化钠单耗降低了14.90%,符合企业绿色发展的理念,且综合效益显著。     

磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

氰化贫液返回生产使用的试验

氰化法是从含金矿石中提取黄金的经济而简易的主要方法,但氰化作业后要排出大量含有多种氰化络合物和氰化钠的有毒废液,必须使用漂白粉或氯气等方法净化后,方能废弃。这样不仅贫液中的氰根没有利用,要消耗大量的漂白粉或氯气,而且有害     

采用阶段浸洗提高黄金氰化总回收率

目前,国内黄金矿山的氰化流程多系处理浮选精矿,且多采用简单的一次浸出,一次洗涤流程。由于浮选精矿的矿物组成复杂,在浸出过程中除贵金属外,许多伴生矿物都程度不同的与氰化物反应,这些化学反应不但消耗了大量氰化物,且消耗了使贵金属转入溶液时必不可少的溶氧量,多数氰化指标恶化的原因都     

优化边磨边浸工艺 提高氰化指标

金渠金矿氰化厂通过提高磨矿细度、加强矿浆搅拌、保证氧和氰化钠浓度等措施优化边磨边浸工艺,提高了处理量和金的回收率,效果良好。     

黄金氰化厂设计中几个问题的探讨

针对黄金氰化厂设计中有关CIP法和CIL法的区别,炭浆法和锌粉置换法提金工艺的宏观选择原则,金的浸出速度与氰耗和氧耗之间的关系,以及影响氰化物消耗的诸因素等进行了分析探讨;试图从基本理论、试验结果和生产实践等方面,澄清一些设计上的模糊认识,并提出了一些建议.     

含铜金精矿铅盐预处理浸金技术研究

为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。     

基于响应面法优化某金矿石全泥氰化浸出金试验

新疆某金矿金品位为1.67 g/t,金主要存在于黄铁矿中。为考察金浸出过程主要影响因素磨矿细度、浸出时间、氰化钠用量之间交互作用对金氰化浸出的影响,进行了基于响应面法的全泥氰化浸出试验。结果表明:磨矿细度是影响浸出率的显著因素,磨矿细度、浸出时间、氰化钠用量之间均存在交互作用;响应面法得出的全泥氰化过程最佳工艺条件为磨矿细度-200目占91.51%、浸出时间45.63 h、氰化钠用量3 kg/t,在此条件下预测浸出率可达89.01%,实际进行浸出试验获得的浸出率为88.24%,比理论预测值低0.77个百分点,回归方程能够反映浸出过程主要影响因素对浸出率的影响,对实际生产具有指导意义。     

氰化尾渣中总氰化物及硫氰酸盐同步氧化降解无害化处置

氰化尾渣是黄金冶炼工业产生的危险废物,全球每年的生产量可达上亿吨。因其含有剧毒氰化物,存在环境及安全隐患,因此亟待无害化处置。本文采用氧化焙烧技术对内蒙某金矿选矿厂的氰化尾渣中总氰化物及硫氰酸盐进行同步氧化降解无害化处置。在氰化尾渣工艺矿物学研究的基础上,利用飞行时间二次质谱（TOF-SIMS）对氰化物赋存状态进行了高精度的定性分析,并开展了氰化尾渣氧化焙烧条件试验,分析了氰化尾渣中总氰化物及硫氰酸盐的热分解规律,比较了不同焙烧温度和焙烧时间对总氰化物及硫氰酸盐脱除效果的影响。试验结果表明,氰化尾渣中总氰化物含量为778.20mg/kg,硫氰酸盐含量为1229.41mg/kg。当氰化尾渣在焙烧温度500℃、焙烧时间30min、O2浓度20%、总气流量为600mL/min条件下进行氧化焙烧试验,焙烧后总氰化物含量为1.59mg/kg,去除率达到99.80%;硫氰酸盐含量低于检出限,去除率为99.99%,实现了总氰化物及硫氰酸盐同步氧化降解。对氰化尾渣气相产物进行了分析,描述了氰化尾渣在氧化焙烧过程中黄铁矿氧化反应、碳酸盐矿物分解反应,以及总氰化物及硫氰酸盐持续氧化分解反应历程。该工艺填补了当前氰化尾渣中总氰化物及硫氰酸盐同步热处理技术上的空白,在去除稳定性高的络合氰化物的同时,高效氧化分解高含量的硫氰酸盐,为氰化尾渣的深度解毒处置提供理论支撑。