含碳矿石中金的分析测定

由于金在含碳矿石中的含量很低,根据矿样的性质采用预处理、溶解、分离、富集和测定的方法。针对湖南东安新龙矿业有限公司含碳矿石,选择浓硫酸+浓硝酸+氯酸钾试剂对样品进行预处理,再加王水分解矿样,最后用硫代米蚩酮分光光度法测定金。与其它测定方法进行比较,使用该方法进行金的分析测定得到了较为满意的结果。

微生物预处理难选冶硫化及含碳矿石以提高回收黄金的经济效益

就焙烧化学氧化而言,难选冶的贵金属矿石的微生物浸出法,是一种新技术,并很快成为可行的预处理方法。

含碳矿石中金的测定（火焰原子吸收光谱法）

矿石中金测定方法很多，通常采用火试金法，焙烧王水分解试样，活性炭或泡沫塑料富集，用容量法、比色法、火焰原子吸收光谱法测定金。本文采用硫酸、氯酸钾一硝酸溶液加王水混合试剂直接分解试样，泡沫塑料富集，硫脲解脱，火焰原子吸收光谱法测定常量金。直接分解试样可避免试样因焙烧而板结，加硫酸有效去除了含碳矿石中碳对金测定的影响，硫脲解脱金不污染环境，干扰离子少，解脱速度快，方法操作简便、快速，精密度和准确度均较好。用于样品中金的测定，结果满意。

难处理含碳金矿石预处理技术研究现状

难处理含碳金矿石分布广泛,通常采用常规选冶方法无法得到有效利用。分析了含碳金矿石难处理的主要原因,论述了含碳金矿石主要的预处理方法,包括浮选脱碳法、抑碳提金法、氧化焙烧法、化学氧化法等,分析了各种预处理方法的优缺点,介绍了中国含碳金矿石预处理技术工业应用现状。

从含碳金矿石中提金工艺方法的试验研究

拟定了一种从含碳金矿石中提取金的工艺方法,该方法采用氨水—煤油混合体系对矿样进行预处理,从而使可溶性铜形成铜氨络合物,使矿样中的碳吸附煤油而钝化,以消除碳在氰化过程中对金的吸附。在助浸剂H2O2存在的条件下,分别采用CaO和NaOH为pH值的调整剂进行氰化浸出,使金的氰化浸出率分别达到96.01%和97.79%,具有较好的经济效益和社会效益。

内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石选矿试验

针对内蒙古某含碳低品位硫化铅锌矿石有机碳含量高并以隐晶质形式存在、铅锌硫化物嵌布粒度微细等特点,采用磨矿后预先浮选脱碳—铅锌硫依次浮选—铅、锌粗精矿精选前进行再磨的工艺流程对其进行选矿试验,并在铅精选时加入碳的高效抑制剂铁铬木质素磺酸盐,最终获得了铅品位为53.67%、铅回收率为56.93%的铅精矿,锌品位为44.64%、锌回收率为83.19%的锌精矿和硫品位为36.89%、硫回收率为59.11%的硫精矿,从而为该矿石的开发利用提供了依据。

含砷碳金矿石全泥氰化浸金试验研究

针对甘肃省某金矿难浸矿石类型,提出了一种含砷碳金矿石全泥氰化浸金的工艺方法。研究表明,采用浓度为15%的NaOH和浓度为2%的H2O2对矿石进行预处理,可有效地消除砷对氰化浸金的影响。碳的干扰可采用加入煤油的方法,使矿样中的碳活性产生钝化,从而消除碳的"劫金作用"。该工艺方法可使金的氰化浸出率提高到95%以上,具有较好的经济和社会效益。

哈密210矿脉含碳金矿石提金工艺研究

哈密210号矿脉是一种高含碳、硫、砷等多种元素、难选冶的复杂“顽金”矿石。冶金工业部长沙矿冶研究院受托对这种“顽金”矿石进行提金工艺试验研究。所获得的两个技术指标不仅远远超过委托合同要求指标,而且超过了目前国内对该类矿石提金的先进水平,并接近国外同类金矿石提金工艺试验最好指标。

用硫代米蚩酮分光光度法测定含碳金矿石中的金含量

选择浓硫酸+浓硝酸+氯酸钾试剂对含碳矿石进行预处理,用王水分解,硫代米蚩酮分光光度法测定金的含量。与其它测定方法进行了比较,结果表明该方法简便、精确度高。

印尼某含碳铅锌矿石铅锌分离试验研究

印尼某铅锌矿石属于含碳多金属硫化矿石。根据其矿石性质,采用预先除碳—浮铅—再选锌的优先浮选工艺流程进行铅、锌分离试验研究。其结果表明:在最佳条件下,浮选闭路试验获得了铅品位51.16%、锌品位4.37%、铅回收率87.15%的铅精矿,锌品位57.42%、铅品位0.73%、锌回收率81.80%的锌精矿,指标较好。

提高含砷碳难处理氧化金矿石选冶回收率的试验研究

广西某地区金矿石为含砷碳难处理氧化金矿石,常规选矿回收率较低,仅为83.00%;金精矿氰化回收率为50.30%,选冶综合回收率为41.50%。为了提高该矿石选冶回收率,综合采用全泥氰化法、焙烧氧化预处理、细菌氧化预处理、加压氧化预处理及常规浮选后精矿再氰化等多种选冶方法开展试验研究,最终选用细菌氧化预处理后精矿再氰化的生产工艺处理该矿石,实现选冶回收率达到95.00%的良好技术指标。

电感耦合等离子体原子发射光谱法测定含碳质钒矿石中硅铝铁钒磷

样品采用过氧化钠在65O℃熔融20rain，经盐酸酸化后，选取Si251．612nm、A1237．312nm、Fe259．837nm、V292．402nm、P213．618nm为分析谱线，使用电感耦合等离子体原子发射光谱法（ICP-AES）同时测定硅、铝、铁、钒和磷，从而建立了含碳质钒矿石中硅、铝、铁、钒、磷的测定方法。结果表明，不单独进行灼烧除碳而采用直接碱熔的方法处理样品，对此类型样品各元素测定结果没有影响；当样品称样量为0．2g时，加入2g过氧化钠可以使样品熔解完全；而硅需在样品处理后24h内测定，以免导致结果偏低。各元素质量分数在一定范围内与其发射强度呈线性，校准曲线的线性相关系数r=0．9999；方法中各元素的检出限为18～117mg／kg。实验方法用于测定两个含碳质钒矿石样品中硅、铝、铁、钒、磷，结果的相对标准偏差（RSD，n=l2）在1．0％～5．4％之间。按照实验方法测定7个含碳质钒矿石样品中硅、铝、铁、钒、磷，结果与采用其他方法的测定结果相吻合。

含碳金矿石浮选工艺研究

原矿含固体碳,且为金的主要载体矿物。试验采用优先浮选碳,尾矿浮选金工艺流程,较好地回收了碳中金,使金浮选总回收率达到90.63%,取得了理想试验指标。

浮选工艺在某含碳微细粒金矿石的研究

针对含碳细粒金矿石,碳的含量比较高,具有比较细的金矿物嵌布粒包裹在毒砂和黄铁矿以及脉石矿物中。

某含砷含碳微细粒嵌布难处理金矿石选矿试验

为了给某含砷含碳微细粒嵌布难处理金矿石开发利用提供依据,根据矿石性质试验采用了原矿细磨后直接氰化浸出,浮选预处理后尾渣氰化浸出,氧化焙烧预处理后烧渣氰化浸出工艺进行试验。试验结果表明采用氧化焙烧-烧渣氰化浸出工艺可获得83.45%金浸出率。

拉尔玛金矿床碳质含砷矿石选冶工艺研究

本文以含碳砷微细粒难处理金矿石为对象，浮选获得金精矿品位３７．９７ｇ／ｔ，金回收率９３．０４％；原矿直接氰化浸出率很低；原矿焙烧氰化金浸出率９４．８２％；浮选精矿焙烧氰化金浸出率９７．００％；浮选＋氰化总回收率９０．２５％。

利用碳抑制剂降低含碳氰渣中金品位的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,有用元素为Au、Ag、Cu和Zn等,但同时含有一定量的有害元素C,并且随着井下开采深度的增加,矿石和精矿中的含碳量也逐渐增加。由于碳的劫金特性,金精矿中含碳量增多,导致浸出和洗涤效果差,氰渣品位偏高,氰化回收率较低。为了减少碳对氰化指标的影响,提高金的回收率,从2011年初开始,在实验室进行了"在浸出过程中添加碳抑制剂"的小型试验,在对大量的试验结果综合分析后认为,在浸出过程中添加碳酸钠能够抑制碳的劫金性能,有利于提高金的回收率。从2011年6月开始进行工业试验,在氰化生产中添加碳酸钠,通过对比2011年6—12月的生产指标与2010年同期指标可以看出,氰渣品位同比降低了0.26 g/t,每年为公司增加经济效益155万元。

高碳金矿石中金的测定

对于含碳的金矿石，用浓硫酸＋浓硝酸＋氯酸钾的混合溶液进行预处理，然后用王水分解，最后用硫代米蚩酮分光光度法测定金。方法回收率为98．2％～102．3％，检出限为3．0×10^-8g／L，结果满意。

含碳多金属硫化物型金矿选厂工艺改造实践

某含碳多金属硫化物型金矿选厂采用混合浮选+混合精矿脱药再磨氰化(氰化贵液高温高压解吸电积工艺)+氰渣浮选锌工艺,存在高碳混合精矿氰化回收率过低、锌硫分离困难、载金碳无法顺利解吸循环利用等问题,试运行期间金综合回收率不足70%。改为混合精矿抑硫浮铜铅锌精矿+硫精矿氰化流程,优化混合浮选药剂制度和分离浮选流程后,通过闭路试验和氰化试验验证金综合回收率高达89.50%,实际生产金综合回收率89.35%以上。本次改造实践经验可供同类型金矿选矿厂参考。

Vanadium recovery from stone coal through roasting and flotation

A new process for vanadium recovery from stone coal by roasting-flotation was investigated based on the mineralogy. The process comprised four key steps： decarburization, preferential grinding, desliming and flotation. In the decarburization stage, roasting at 550 ℃ effectively avoided the negative effect of the carbonaceous materials in raw ore and generation of free CaO from calcite decomposition during roasting. Through preferential grinding, the high acid-consuming minerals were enriched in the middle fractions, while mica was enriched in the fine and coarse fractions. Through flotation, the final concentrate can be obtained with V2O5 grade of 1.07% and recovery of 83.30%. Moreover, the vanadium leaching rate of the final concentrate increased 13.53% compared to that of the feed. The results reveal that the decarburization by roasting at 550 ℃ is feasible and has little negative impact on mica flotation, and vanadium recovery from stone coal is conducive to reducing handling quantity, acid consumption and production cost.