Pretreatment and thiosulfate leaching of refractory gold-bearing arsenosulfide concentrates

A hydrometallurgical process for refractory gold-bearing arsenosulfide concentrates at ambient temperature and pressure was presented, including fine grinding with intensified alkali-leaching （FGIAL）, enhanced agitation alkali-leaching （EAAL）, thiosulfate leaching and displacement. Experimental results on a refractory gold concentrate showed that the total consumption of NaOH in alkaline leaching is only 41% of those theoretically calculated under the conditions of full oxidization for the same amount of arse- nides and sulfides transformed into arsenates and sulfates, and 72.3% of gold is synchro-dissoluted by thiosulfate self-generated during alkaline leaching. After alkaline leaching, thiosulfate leaching was carried out for 24 h. The dissolution of gold is increased to 91.9% from 4.6% by cyanide without the pretreatment. The displacement of gold by zinc powder in the solution gets to 99.2%. Due to an amount of thiosulfate self-generated during alkaline leaching, the reagent addition in thiosulfate leaching afterwards is lower than the normal.

THIOUREA LEACHING OF GOLD FROM A CALCINE OF GOLD-BEARING ARSENICAL PYRITE CONCENTRATE

The thiourea leaching of gold from the calcine of gold-bearing arsenical pyrite concentrate of Kangjiawan mine was studied.The effects of the leaching time,the concentrations of thiourea,hydrochloric acid and initial ferric ion on the leaching recovery of gold were investigated,and a regressive model has been established,which showed that the concentrations of thiourea and hydrochloric acid were the most important factors,leaching time the second,and concentration of the initial ferric ion the least・Under the optimal conditions,that is,temperature 50℃,the ratio of liquid to solid 4:1,thiourea 12g/L,hydrochloric acid 1 mol/L,and initial ferric ion 1 g/L,the leaching recoveries of gold and silver were more than 81%and 73%,respectively.The increase of silver recovery and the reduction of thiourea consumption could be attained when sodium sulphite was added.

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.

锑精矿制备乙二醇锑工艺研究

指出了锑精矿制备三氯化锑的工艺思路,研究了三氯化锑法合成乙二醇锑的工艺条件。通过单因素实验的探索,初步确定了适宜的反应温度为70℃,反应时间为90min,物料配比为50。

难选氧化锑矿工艺矿物学及选矿回收

采用X射线荧光光谱分析、化学多元素分析、X射线衍射分析、电子探针分析对某氧化锑矿进行工艺矿物学研究,结果表明原矿中锑的含量仅为1.21%,含锑矿物为锑华、辉锑矿,脉石矿物为石英,并且原矿性脆、易泥化,属低品位难选氧化锑矿。在工艺矿物学研究结果的基础上开展对该矿的回收探索试验。采用分级—重选法对矿石进行选别,首先将原矿分级后获得+74μm和-74μm两种产品;对+74μm粒级产品采用磨矿—螺旋溜槽粗选—摇床精选的分选工艺流程进行处理,其中用螺旋溜槽选别-74μm占比为28.03%的原矿,获得的螺旋溜槽粗精矿中Sb品位2.01%、Sb作业回收率28.49%,在此基础上用摇床对螺旋溜槽粗精矿进行精选获得Sb品位6.03%、Sb作业回收率56.90%的摇床精矿;对-74μm粒级产品用悬振锥面选矿机进行选别,获得Sb品位4.87%、Sb作业回收率26.12%的锑精矿。在合适的磨矿细度下,通过多级重选以及多种重选设备的组合,可有效回收该氧化锑矿中的含锑矿物。研究结果可为该难选氧化锑矿的综合回收提供参考。

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。

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。

脆硫锑铅矿的低温熔盐冶炼工艺及机制研究

研究了以ZnO为固硫剂,碳粉为还原剂,Na 2CO 3、NaCl混合物熔盐为熔炼介质,对脆硫锑铅矿进行固硫还原反应制备锑铅合金,并探讨了冶炼机制。结果表明:在900~1000℃下,固硫还原反应可以进行;熔渣中有ZnS生成,起到了固硫作用;在熔炼温度900℃、熔炼时间90 min、ZnO用量为矿石质量1.05倍、碳粉用量为矿石质量0.3倍、熔盐为反应物总质量3倍、熔盐组成为Na 2CO 3和NaCl质量比6∶4条件下,锑铅合金直收率达79%,其中锑质量分数为42%,铅质量分数为46%;该法可将矿石中的S元素以ZnS形式固定,避免了含硫废气的排放,且作为熔盐的Na 2CO 3和NaCl可再次回收,有利于实现环境友好和资源回收利用。

锑精矿富氧侧吹挥发熔池熔炼研究

针对目前我国锑冶炼生产技术水平低,装备落后,环境污染严重,资源消耗高,锑回收率低(70%~90%),冶炼烟气SO_(2)浓度低(SO_(2)<1%),难以回收利用,造成周边生态环境污染严重的现状。本文提出了锑精矿侧吹挥发熔池熔炼新工艺,新工艺以锑精矿为原料,采用富氧侧吹熔池熔炼的方法实现清洁冶炼。在最佳工艺参数条件下,产出的炉渣平均含锑0.75%,锑金属回收率达97.49%以上,实现了渣锑较好的分离;产出的烟气SO_(2)浓度达7%~15%,易实现制酸,消除了低浓度SO_(2)对环境的污染。新工艺处理能力大,生产效率高,能源消耗低,资源回收率高。

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。

二次净化渣浸出工艺研究

贵溪冶炼厂一车间采用工业硫酸、氢氧化钠、亚硫酸钠作溶剂,用食盐、氯酸钠等盐类作添加剂,以甲醛、二氧化硫作还原剂,对焙烧产物进行蒸硒渣处理,通过水浸分铜、碱浸分碲、氯化分金-亚硫酸钠还原、亚硫酸钠分银-甲醛还原,分步把铜、碲、金、银分离出来,从而得到富含铋、锑、铜、砷等有价金属的二次净化渣。重点针对二次净化渣浸出工艺进行研究,分别考察了二次净化渣酸浸工序中的反应酸度、氯离子浓度、温度等影响因素,并确定了最佳工艺条件,同时对酸浸渣进行碱浸工艺研究,将酸浸渣中的砷去除,进一步富集锑。

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。

中国锑矿主要矿集区及其资源潜力探讨

锑矿是中国的优势矿种之一,但2011年被英国地质调查局列为全球第一紧缺矿种。本文在全国矿产资源潜力评价项目的基础上,结合前人的资料及III级成矿区带研究成果,简要总结了中国锑矿资源特点,初步将中国锑矿划分为13个矿集区,简单介绍了这些矿集区的基本地质特征,剖析了6个重点锑矿集区的成矿特征。结合近几年锑矿勘查的新进展,对锑矿集区的资源潜力和找矿方向进行了探讨,认为藏南、西昆仑等地尚有一些有待开展工作的空白区,已有老矿山深部及外围仍有找矿潜力,指出了新的找矿方向。

锑金精矿挥发特性及机理研究

研究了锑金精矿在氮气、氧气和一氧化碳三种气氛中的挥发特性,通过综合分析Sb、S两种元素的挥发行为,结合焙砂的微观形态分析,研究了三种气氛中的挥发反应机理。结果表明,锑金精矿在三种不同气氛下所发生的挥发反应各不相同。氮气气氛中,Sb2S3直接挥发;一氧化碳气氛中,除部分Sb2S3直接挥发外,还有一部分Sb2S3被还原成难挥发的金属Sb以熔融态的形式残留在焙砂中,同时生成COS气态产物进入气相;氧气气氛中,Sb2S3被气相中的O2氧化,一部分生成难挥发的Sb2O4残留在焙砂中,另一部分以Sb2O3的形态挥发进入气相。

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。

真空冶金法处理脆硫铅锑矿分离铅锑的新工艺研究

本文从理论上简单分析了采用真空冶金法处理脆硫铅锑矿分离铅与锑新工艺的可行性,并对该新工艺中影响铅与锑分离效果的温度、时间等因素进行了讨论。试验研究表明采用真空冶金的方法处理脆硫铅锑矿可以实现铅与锑的一步分离,获得高质量的铅精矿和锑精矿。对比目前主流处理方法可以看出该新工艺可以缩短整个处理流程,提高资源的利用,符合低碳、高效冶炼金属的要求。