某厂含锑金矿浮选工艺改进研究

国内某厂含锑金矿的选矿回收率偏低。为提高选矿回收率,有效利用矿产资源,增加企业经济效益,进行了磨矿细度、浮选药剂捕收剂、抑制剂、活化剂种类和用量的实验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.045 mm粒级占93.52%,抑制剂焦亚硫酸钠+新型药剂GT-1用量(200+200)g/t,活化剂硝酸铅用量400 g/t,捕收剂丁基钠黄药用量500 g/t、乙硫氮200 g/t,新型药剂GT-2用量400 g/t,起泡剂2#油用量30 g/t条件下,经一粗四扫三精浮选闭路流程,锑回收率达77.33%,金回收率59.16%。结合闭路试验结果,对工业选矿生产流程进行了优化改进,技术指标提升明显。

含锑金矿回收方法研究现状

本文简要介绍了我国含锑金矿分布与资源特点,针对其回收存在难点与问题,评述了我国含锑金矿几种主要回收方法,包括浮选法、焙烧法、生物法、化学碱浸法、强化浸出法等,指出了各回收方法优缺点及适用范围,并提出了今后研究重点在于强化浸出及联合应用方面。

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。

提高某含锑金矿锑浸出率的实验研究与实践

为了提高含锑金矿中锑的浸出率、减少脱锑矿中锑含量对两段焙烧的影响,对锑浮选尾矿进行了碱性硫化钠浸出锑的研究。结果表明,在液固比3∶1、氢氧化钠用量60 g/L、硫化钠浓度160 g/L、反应温度72℃、浸出时间15 min条件下,锑浸出率达95.34%。在此基础上,对浸锑上料方式、压滤洗涤设备、电积含锑贵液和添加剂进液方式进行了工艺改造,锑浸出率、阴极锑纯度及产量得到明显提升,获得了较好的经济效益。

含锑金矿预处理脱锑技术的研究进展

含锑金矿是常见的难处理金矿,金被包裹在辉锑矿等硫化物矿中,由于锑的存在,直接对其进行氰化浸出,金的提取率较低,通过预处理法先将锑矿物脱除,是提高金浸出率的关键。通过介绍浮选法,火法中的焙烧和熔炼,湿法中的酸浸、碱浸、加压浸出和生物浸出等工艺及其原理,对比了各工艺的优缺点,分析了各工艺产业化的现状。基于研究结果,认为含锑金矿的研究应朝着更环保、更高效、更安全的方向发展,因此,湿法预处理成为研究的重点,新型工艺手段的应用和新型药剂的开发既可以确保高效安全,又可以保证环保经济。

含锑金矿湿法浸出生产粗锑的工艺研究

研究了含锑金矿湿法浸出生产粗锑的工艺条件,含锑金矿先浮选产出锑精矿,然后在氢氧化钠含量40 g/L、硫化钠含量100 g/L、温度60℃条件下浸出,锑的浸出率达91.7%。浸出液通过贫化电积得到含锑97%以上的粗锑产品,富含硫化钠的电贫液进行蒸发结晶产出粗制硫化钠外售。实际生产证明该工艺经济效益良好,可实现无三废绿色环保生产。

碱性硫化物浸出含锑金精矿过程中的抑金措施

在含锑难冶炼金矿碱性浸出脱锑生产工艺中,金伴随浸出进入到锑浸出液是一种普遍现象,造成一定损失。根据碱性硫化物在氧化环境中的不稳定性特点,以及碱性多硫化物对于金、锑的浸出反应级数差等,结合实际生产情况,研究了空气氧化和两段浸出对碱性硫化体系浸锑过程中抑制金浸出的效果。在浸出矿浆中通入4.5L/(L溶液·min)的空气,氧化浸出4h后,锑浸出率63%,金浸出率0.86%。此法虽然降低了金的损失率,却导致锑无法脱除至氰化工艺要求。采用两段浸出法,锑浸出率为89%,金损失率4.2%,相比一段浸出,金损失率降低6个百分点,在保证脱锑率的同时减少了金的损失,取得了一定的效果。

青海某难浸金矿的工艺矿物学研究

青海某金矿石中含金5.2×10^(-6),硫1.82%,砷1.01%,锑0.73%,铁4.19%,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50%,属于典型的含砷锑难浸金矿。为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪(XRD)和扫描电镜(SEM-EDS),并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行了研究。结果表明:该矿石中金的赋存状态主要有3种,即可见自然金(明金)、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金。其中,可见自然金占比较低,仅为42.87%,主要嵌布在辉锑矿、毒砂和石英等矿物颗粒间或裂隙中;硫化矿物包裹金占比为46.83%,主要以显微、次显微金或固溶体的形式赋存于毒砂、辉锑矿和黄铁矿等硫化矿物中;脉石矿物包裹金占比为10.3%,主要以显微、次显微金或微细粒包裹体的形式赋存于石英、长石和方解石等脉石矿物中或矿物颗粒间。由此可知,自然金占比低、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金含量高是造成氰化浸出时金回收率低的主要原因,工艺矿物学研究结果为该金矿的合理开发利用提供了重要参考。

焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出某难处理金精矿

对贵州某复杂难处理金精矿进行了焙烧预氧化-硫代硫酸盐浸出研究。通过试验确定了最佳氧化焙烧工艺参数和浸出条件。650℃下焙烧1 h,焙砂再磨至-0.038 mm粒级占88.92%,在硫酸铜用量0.01 mol/L、硫酸铵用量0.1 mol/L、硫代硫酸钠用量0.2 mol/L条件下常温常压浸出6 h,金浸出率可达92.10%;同时对硫代硫酸盐浸出过程中的消耗规律进行了考察。

Mineralogical characterization and pretreatment for antimony extraction by ozone of antimony-bearing refractory gold concentrates

The mineralogical characterization of antimony-bearing refractory gold concentrates and the antimony extraction by ozonein HCl solution were investigated.The mineralogical study shows that there exist stibnite(Sb2S3),arsenopyrite(FeAsS),pyrite(FeS2)and quartz in the concentrates,and the gold is mainly(67.42%)encapsulated in sulfides.The antimony extraction by ozone inhydrochloric acid was employed and the influences of temperature,liquid/solid ratio,HCl concentration and stirring speed on theextraction of antimony were investigated.High antimony extraction(93.75%)is achieved under the optimized conditions.After thepretreatment by ozone,the antimony is recovered efficiently and the gold is enriched in the leaching residue.