贵州某氰化尾渣金回收试验研究

贵州某氰化尾渣含金1.66 g/t,金主要以裸露金和硫化物包裹金的形式存在,氰化尾渣粒度较细,-0.038 mm粒级占比超过80%。针对氰化尾渣含泥量高的特点,采用泥砂分选工艺,通过旋流器分级,对沉砂和溢流分别进行浮选回收。采用一粗二扫三精流程,对沉砂和溢流分别采用适应其特性的工艺参数及药剂制度,泥砂分选全流程闭路试验可以获得金品位12.42 g/t、金回收率50.13%的精矿;氰化尾渣全粒级浮选可以获得金品位9.49 g/t、金回收率38.10%的精矿。结果表明,泥砂分选工艺获得的精矿中金品位提高了约2.9 g/t,金回收率提高了约12百分点,实现了氰化尾渣中金的有效回收。

某高砷高硫复杂难处理金矿选冶工艺研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处理金矿中的金,对该矿石开展了工艺矿物学分析,以及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,矿石中的金以硅酸盐包裹金为主,裸露金分布较少,黄铁矿、毒砂是主要的载金矿物,且整体粒度较细,多呈包裹体形式被脉石矿物紧密包裹。若采用常规的全泥氰化工艺,即使在磨矿细度为-0.038 mm占95%的条件下,金的浸出率也仅为18%左右,很难对矿石中的金进行有效回收。结合矿石的性质和金的嵌布特性分析,采用了优先浮选黄铁矿、毒砂等载金矿物的方法,从而来实现有效富集和回收矿石中的金,同时为改善浮选过程中细泥和脉石带来的影响,及强化对金的选别,采用了水玻璃+六偏磷酸钠的组合作为抑制剂,硫酸铜+硝酸铅的组合作为活化剂,丁基黄药+丁铵黑药的组合作为捕收剂。通过强化浮选过程中组合药剂的选择和使用,矿石采用浮选的工艺可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿。为了进一步有效解决所得金精矿品位低、有害元素砷含量高的问题,对金精矿进行了焙烧预处理。金精矿通过焙烧除杂后,使其包裹体结构被破坏,包裹金被裸露,然后对所得焙砂再采用氰化浸出的工艺来回收其中的金,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化”的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。

分金液中金浓度对沉金工序的影响探讨

因某有色冶炼公司采用贵金属品位很低的进口铜精矿为原料,影响了后续铜阳极泥处理系统的贵金属回收。试验考察了终点电位和分金液金浓度对沉金工序的影响,得到较优的终点电位控制为270 mV,且将分金液返回分金工序进行氧化酸浸分金,每年可降低生产成本29.31万元。

从铜阳极泥浮选尾矿中高效浸出金、银试验研究

研究了采用新型环保贵金属浸出剂LY-1,从铜阳极泥浮选尾矿中浸出Au、Ag。考察了浸出时间、浸出温度、液固体积质量比、溶液pH、浸出剂LY-1质量浓度对Au、Ag浸出率的影响。结果表明:在浸出时间3 h、浸出温度60℃、液固体积质量比4/1、溶液pH=10、浸出剂LY-1质量浓度45 g/L条件下,Au、Ag浸出率分别可达96%和99%;Au、Ag的浸出动力学符合未反应收缩核模型,受扩散与化学反应混合控制,Au、Ag浸出反应的表观活化能分别为4.056、4.721 kJ/mol。

某金矿石可选性试验研究

某金矿石金嵌布粒度较细且分布不均匀,主要集中在-0.038 mm,为微细粒金。针对矿石性质,进行了浮选和全泥氰化浸出探索试验研究,最终确定采用全泥氰化浸出工艺流程,取得了良好的选别指标。原矿金品位4.01 g/t,在最佳试验条件下,全泥氰化浸出工艺的金回收率达到84.29%,浸渣金品位为0.63 g/t。该研究为矿石的高效利用提供了技术依据。

青海滩间山金矿选矿工艺改造及生产实践

针对青海滩间山金矿矿石泥化严重,“全泥氰化+浮选”联合工艺指标不理想问题,进行了实验室优化试验研究,并进行了生产实践。结果表明:通过浮选将易浮金矿物、载金矿物及难抑制泥质产物优先富集至最终精矿;降低矿浆浓度,减少泥化矿物团聚对载金矿物的包覆;在确保氰化尾矿除氰效果正常的前提下,采用增加捕收剂加药点,强化对难选金矿物及载金矿物的捕收能力等3种措施,浮选作业金回收率提高了15.40百分点,精矿金品位由7.10 g/t提高至12.29 g/t;现场浮选生产指标稳定,月可增加经济效益约171万元。该工艺改进可为类似矿山生产提供指导。

铜冶炼降低分银渣中金、银含量的生产实践

某铜冶炼厂采用半湿法工艺处理铜阳极泥,产出的分银渣中金、银含量较高,返回铜冶炼系统处理后造成金、银的损失。针对此问题,分析铜阳极泥处理工艺中原料、浆化、硫酸化焙烧、酸浸分铜、氯化分金、氨浸分银等工序影响最后分银渣金、银含量的因素,最后提出优化工艺优化建议。通过优化工艺参数,强化渣洗涤作业,分银渣中金、银含量分别由200 g/t、15 000 g/t降至38 g/t,银含量为4 756 g/t,金、银回收率均为99%,经济效益显著提高。

贵州某含硫微细粒浸染型金矿石选矿试验

贵州某含硫微细粒浸染型金矿石中金主要以硫化物包裹金形式存在,载金硫化矿物嵌布粒度细并与脉石矿物共生密切,需细磨才能使硫化物较好地单体解离,而脉石矿物多为易泥化的碳酸盐及黏土类矿物,细磨会产生大量矿泥,降低浮选指标,因此采用两段阶段磨矿—阶段浮选工艺进行选矿试验。结果表明:在一段磨矿细度为-0.074 mm占80%时,以(NH4)2SO4+Cu SO4为活化剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精一段浮选,一段浮选尾矿磨细至-0.074 mm占95%,经1粗3精3扫二段浮选,获得的混合精矿金品位为50.79 g/t、回收率为88.31%,可以为该矿石的开发利用提供依据。

从铂钯精矿中提取金铂钯的研究——铂钯精矿的预处理

针对从铜阳极泥生产的铂钯精矿 ,采用氨水浸出和硫酸浸出预处理工艺除去杂质元素、富集金铂钯。研究结果表明 :采用单一的氨水浸出和硫酸浸出均不能达到理想的除去杂质元素的效果 ;采用氨水浸出 -硫酸浸出联合工艺流程虽可除去 95 %的杂质元素 ,但同时其铂钯的溶解损失率达 6 %和 12 % ;而采用还原剂SN预浸出 -氨浸 -硫酸浸出 ,不但可除去 95 %的杂质元素 ,而且可把金铂钯的溶解损失率均降低到 1%以下 ,同时金铂钯的富集比可达 2

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明:(1)试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2500g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。(2)采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2000 g/t、圣的用量为3000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。

新疆某黄铁矿型低品位金矿石浮选试验

新疆某低品位黄铁矿型金矿石中,脉石矿物蚀变严重,矿泥含量较高,对载金矿物的上浮影响较大。通过强化对矿泥的分散和脉石矿物的抑制,以及对载金矿物的活化和捕收研究,确定了碳酸钠+水玻璃作调整剂、硫酸铜作活化剂、异戊基黄药+丁铵黑药作组合捕收剂、RB-3作起泡剂的药剂制度,采用现场2粗2精3扫流程处理金、银品位分别为1.49 g/t和6.11 g/t的试样,可获得金品位为20.07 g/t、金回收率为67.49%、银品位为42.45 g/t、银回收率为34.81%的金精矿。

控电氯化法在处理氰化金泥中的应用

本文简述了控电氯化法与传统方法处理金泥的区别,充分肯定控电氯化法处理金泥或其它含金物料的可行性及特点.

环保型金、银提纯工艺试验研究

提出一项环保型金、银提纯工艺:采用HC l,NaC lO3混合试剂对金泥进行预处理,用HC l,NaC lO3,KMnO4混合试剂浸金,浸金贵液用Na2SO3还原金;浸金渣中的银用Na2SO3溶液浸取,然后在盐酸介质中用铁粉还原出金属银。试验结果表明:该工艺获得的金纯度可达99.9%,银的纯度可达99%以上,金、银回收率均在99.5%以上。

旋流-静态微泡浮选柱分选某金矿泥的半工业试验

介绍了山东某金矿的原矿性质及洗矿矿泥中金的分布特点,对金在微细粒级明显富集的矿泥,应用旋流-静态微泡浮选柱组成的1粗1精闭路浮选半工业试验系统进行了矿泥分选研究,并在最佳工艺技术参数条件下进行了系统的稳定性研究,对平均金品位为2.21 g/t的矿泥,获得了平均金品位为98.98 g/t、回收率为88.15%的金精矿。试验指标明显优于用浮选机组成的分选系统的指标,表明旋流-静态微泡浮选柱对细粒及微细粒物料的分选具有显著的优越性。

氰化金泥控电氯化精炼工艺的研究

控电氯化金冶炼新工艺是在有色金属湿法冶金的基础上,通过控制电位,实现贵贱金属的分离。该工艺不仅能生产出高纯度的金、银,而且金、银回收率高,金的冶炼直接回收率大于99.5%,金、银的综合回收率在99%以上,同时该工艺缩短了冶炼周期,降低了生产成本。

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。

直接灰吹法测定冶金物料中的金和银

根据冶金物料金泥、银泥、阳极泥产品中的金、银含量高,分析时取样量少的特点,进行了直接包铅灰吹,分金,质量法测定金、银的实验。其实验结果表明,该方法简便、快捷,分析结果准确、可靠。

从铂钯精矿中氯化浸出Au、Pt、Pd

针对铜阳极泥处理过程中生产的铂钯精矿,以氯酸钠为氧化剂,采用湿法氯化浸出,使金、铂、钯等贵金属以氯配合物进入溶液。研究了浸出的最佳工艺条件。结果表明,金、铂、钯的浸出率均达到99%以上。

金(银)泥湿法冶炼工艺评述

综合评述了国内多种金（银）泥湿法冶炼工艺技术，探讨了各流程特点及其适应性；在总结其优点基础上，指出湿法冶炼工艺将在金（银）泥的处理中起着越来越重要的作用。

金矿石全泥氰化浸出的响应面分析和优化

采用全泥氰化法处理细粒级氧化型金矿石,并用响应面法分析和优化氰化浸出工艺,从而获得更理想的浸出指标.通过开展高压辊磨机细粒级破碎产品的单因素浸出试验,结合以金浸出率为响应值的响应面法,利用二次方程模型对各浸出因素与响应值之间的关系进行回归分析,并预测最佳响应值的工艺条件.结果表明:以小于0.15 mm的细粒级产品为试验矿样,在矿浆pH值10.5,Na CN初始浓度1.90 g·L^(-1),矿浆浓度36.56%,浸出时间29.17 h,Pb(NO3)2用量150.52 g·t^(-1)的条件下,金矿浸出率可达95.90%.