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.

Processing of Mercury-Stibium Gold Bearing Ore ot Diiiikrut Deposit

The mercury-antimony-gold ore was subjected of the flotation. As a result of enrichment of ore, the mercury-antimony concentrate with the contents of 51.5% Sb, 3.55% Hg and 6 g/t Au was received. Vacuum distillation of concentrate allocation in serial sublimates mercury and antimony was designed. The big amount gold passed to calcine after vacuum distillation. The gold in calcine roastin uo to 900 ℃was 30.6 e/t.

火焰原子吸收光谱法测定金精矿中锑

金矿常伴生锑元素,准确测定金精矿中锑含量对选矿工艺和矿产交易价格具有重要意义。金精矿经硫酸和硝酸溶解,加入的酒石酸与锑形成稳定的络合物,酒石酸-盐酸溶液替代纯水稀释样品,可有效防止锑的水解,在10%的盐酸介质中,火焰原子吸收光谱仪在217.6 nm波长下测定金精矿中锑。通过考察样品处理方法、加酸量、溶液酸度、酒石酸用量对锑测定的影响,结果表明,采用硫酸-硝酸-酒石酸消解样品,硝酸加入量10 mL、硫酸加入量5 mL、10%的盐酸介质中、酒石酸(100 g/L)加入量5 mL时,锑的方法检出限为0.004%,方法精密度(RSD,n=11)为0.78%~3.5%,加标回收率为96.2%~101%,经国家标准样品验证,测定结果的相对误差为-1.1%~0.80%,方法适合金精矿中0.050%~5.00%锑的测定,为金精矿化学分析方法提供了有效的技术支撑。

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。

矿浆电解法炼锑的工业实践

高砷锑金精矿的湿法处理是目前锑行业内普遍存在的问题,矿浆电解技术是一种有效且工艺流程短的处理方法,并有相应的工业应用。文章综述了高砷锑金精矿矿浆电解反应原理,介绍了工业试验的现状,以及试验运行中存在的问题和在产业化推进过程中需要改进的建议。

硫化钠还原-硫酸铈滴定法测定含锑金精矿中锑

以甲基橙作指示剂采用硫酸铈滴定法对含锑金精矿中锑进行测定时,若样品中铁含量较高,则溶液中Fe?的颜色会对终点颜色变化产生严重干扰,使终点判断较为困难。经过多次试验发现,采用亚甲基蓝-甲基橙作指示剂能够消除Fe?对滴定终点的干扰,使终点颜色变化敏锐。据此,实验采用硫酸和硫酸钾溶解样品,用硫化钠将Sb(V)还原为Sb?,在盐酸介质中,加热溶液温度至70~90℃,以亚甲基蓝-甲基橙为指示剂,建立了硫酸铈滴定法测定含锑金精矿中锑的方法。采用实验方法对含锑金精矿实际样品进行精密度和加标回收试验,测定结果的相对标准偏差(RSD,n=8)小于4%,锑的加标回收率在99%~102%之间。将实验方法应用于含锑金精矿实际样品中锑的测定,所得结果与国家标准方法 GB/T 15925—2010的测定值相吻合。

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。

复杂锑金精矿与铅精矿协同熔炼过程热力学研究

以锑金精矿与铅精矿为研究对象,采用热力学软件FactSage计算协同熔炼过程各金属硫化物反应趋势、Me-S-O系优势区图及物相平衡分配规律。热力学分析表明,控制适宜的氧分压和硫分压可实现协同熔炼过程处在Pb(l)+Sb(l)热力学稳定区域,协同熔炼过程Sb_(2)O_(5)与PbS发生交互反应生成金属Pb、Sb的趋势较大,有利于实现熔炼过程Sb的回收和Au的捕集。验证试验表明,在熔炼温度1200℃、CaO SiO_(2)=0.40、Fe SiO_(2)=1.05、富氧浓度90%的条件下,锑金精矿与铅精矿协同熔炼过程可顺利进行,合金中Pb、Sb收率均大于88%,渣中Pb、Sb含量均小于1%,合金中Au含量达78 g t。

低品位含锑金精矿浸出试验研究

根据低品位含锑金精矿中元素的赋存状态和主金属品位,考察了浸出剂浓度、浸出时间、浸出温度、液固比等关键因素对锑浸出率的影响,为企业建厂设备选型和工业化生产提供了关键技术支撑。

锌粉置换回收锑精矿碱浸液中的金

锑精矿碱浸液是湿法处理锑精矿产生的中间产物含有少量的金,必须回收。以山东某公司锑精矿碱浸液为原料,经多种提取剂对比,采用锌粉置换回收其中的金。考察了锌粉用量、料液pH、浸出温度、时间的影响,得到的最佳工艺条件为:锌粉用量4.0 kg/m^(3),溶液pH=11,反应时间3 h,反应温度80℃,多批次试验金回收率88%。工艺过程简单,经济性可行,有效解决了资源浪费问题,为锑精矿碱浸液回收金提供了一条新的工艺。

含锑金精矿深度脱锑的试验研究

含锑金精矿是提取锑和金的重要资源,采用硫化钠浸出工艺处理含锑金精矿,其中主要实验工艺过程参数包括硫化钠用量、氢氧化钠浓度、搅拌速度、洗水比、液固比、时间、温度、滤饼厚度和洗涤方式对浸出过程的影响,确定了最佳条件。

高铅复杂金精矿铋锑综合回收技术研究

对某公司铅冶炼系统采用富氧底吹连续吹炼工艺处理高铅复杂金精矿过程中铋、锑元素的分布与走向进行研究分析。结果表明,在火法熔炼系统中高铅复杂金精矿中91.51%的铋、92.84%的锑流向了粗铅,在电解精炼系统中85.98%的铋、82.31%的锑流向了铅阳极泥、10.71%的锑流向了白冰铜,且铅阳极泥中铋品位达8.01%、锑品位达31.52%,用真实数据说明了富氧底吹连续吹炼工艺的综合回收能力。

高砷锑金精矿矿浆电解生产实践

由北京矿冶研究总院设计的年产1 000t锑的高砷锑金精矿矿浆电解生产线于2013年5月投料生产。工业实践表明,对不同品位物料,锑浸出率大于98%、砷浸出率小于1%,阴极锑含砷约0.3%,金几乎全部富集于浸出渣中,绝大部分砷和硫均留置在渣中,从根本上避免了大量砷碱渣的产生和低浓度SO2的危害。

碱性硫化钠浸出含锑金精矿过程中金锑行为

考察碱性硫化钠体系浸出某难处理含锑金精矿过程中金锑分离和综合回收,探讨浸出条件对金和锑浸出的影响,重点对该体系中金的浸出机理进行考察。结果表明,在硫化钠80g/L、氢氧化钠20g/L、常温条件下锑的浸出率达到95.3%,有10.3%的金伴随浸出,同时揭示了金浸出率随电位及温度变化的规律。

高砷锑金精矿矿浆电解连续扩大试验

采用矿浆电解技术对高砷锑金精矿进行半工业试验。结果表明,锑的回收率达97%以上,金几乎全部富集于渣中,砷和硫绝大部分留置于渣中,从根本上避免了砷害和SO2危害。盐酸和电能消耗较少,每吨锑的盐酸消耗量为286kg,总电耗为3 389kWh,其中电解电耗1 318kWh。

金锑精矿提金工艺的改进

在简要介绍我国金锑精矿鼓风炉挥发熔炼-贵锑电解工艺的基础上,重点阐述了锑锍处理、金银合金提纯、贵锑和贵铅富集金等工序改造的相关内容。将锑锍处理由原来的焙烧法改为选矿法,将金银合金处理工艺由电解改为溶解萃取,贵锑和贵铅富集金由电解改为控制电位选择性氯化浸出。这些工序的改进不仅保证了原有生产工艺的正常进行,提高了各种金属的直收率,而且缩短了工艺流程,减少了环境污染。

高砷锑金精矿矿浆电解小型试验研究

研究了＂矿浆电解法＂在高砷锑金精矿浸出中的应用。系列条件试验结果表明,矿浆电解处理高砷锑金精矿较优的工艺条件为50 g精矿、电流2.04 A、温度60℃、时间6 h、HCl 30 g/L、NH4Cl 200 g/L、Fe3＋3 g/L、L/S=15~20∶1。在该条件下对精矿进行了综合验证试验,锑的浸出率达到99%,浸出渣含锑小于0.5%,金和砷均抑留在渣中待处理,阴极电沉积锑含锑98.5%、砷0.11%、金0.12 g/t。矿浆电解法处理高砷锑金精矿运行效果良好且稳定。

锑精矿中金的湿法测定

采用HCl预处理样品,过滤除去Sb,残渣中的Au经王水封闭溶样分解后,以活性炭分离—原子吸收测定[1]。对w(Au)=22.5×10-6和w(Au)=84.0×10-6的样品平行测定10次,平均值为w(Au)=22.7×10-6和w(Au)=83.4×10-6,RSD为1.17%和0.46%。该方法加入标准样品回收率为98.4%～101.2%。

含砷、锑、碳难处理金精矿焙烧氰化提金工艺研究

镇沅含砷、锑、碳难处理金精矿直接氰化金浸出率小于 10 % ,采用常规焙烧 -焙砂氰化提金工艺金浸出率仅达到 73 2 % ,而采用先行除锑 ,再焙烧脱除硫、碳、砷的提金工艺方案 ,金氰化浸出率达到90 4 % ,同时锑可作为锑精矿外售 ,经济效益明显。

碱浸预处理提高某含砷锑难处理金精矿回收率的试验研究

内蒙古某黄金矿山金精矿中,金主要包裹在黄铁矿及砷黄铁矿中,同时还有锑金属硫化物的存在。氰化浸出生产工艺中金的回收率比较低,只有76.63%。通过常规氰化工艺条件优化试验,金的回收率最高可达到80.15%。对该低品位含砷、锑难处理金精矿进行碱浸预处理,优先除砷、锑,以提高金氰化浸出率。确定了生产操作的最佳工艺条件,金的氰化回收率由原来的76.63%提高到92%,试验获得了较好技术指标和经济效益。