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.

Bioleaching of refractory gold ore (Ⅲ)--Fluid leaching Jinya refractory gold concentrate by Thiobacillus ferrooxidans

A novel fluidized bed reactor was designed and installed for bioleaching in a semi continuous way, by which a process for bioleaching cyanidation of Jinya refractory gold arsenical concentrate was studied. The arsenic extraction rate reaches 82.5% after 4 day batch biooxidation of the concentrate under the optimized condition of pH 2.0, ferric ion concentration 6.5?g/L and pulp concentration 10%. And leached rate of gold in the following cyanidation is over 90%. The parameters of three series fluidized bed reactors exhibit stability during the semi continuous bioleaching of the concentrate. Arsenic in the concentrate can be got rid of 91% after 6 day leaching. Even after 4 days, 82% of arsenic extraction rate was still obtained. The recovery rates of gold are 92% and 87.5% respectively in cyaniding the above bioleached residues. The results will provide a base for further commercial production of gold development.

甘肃某含砷锑难处理金矿选矿试验研究

针对甘肃某含砷锑难处理金矿现场浮选过程中选别指标低的问题,开展了矿石工艺矿物学研究。在此基础上,进行了重选、浮选、中矿再磨再选、尾矿氰化浸出等试验研究,最终形成了尼尔森重选—中矿再磨再选—尾矿氰化浸出的联合工艺流程。采用该流程,精矿金品位可达50.05 g/t,金综合回收率可达93.89%。较单一浮选工艺流程,该联合工艺流程的金回收率提高30百分点以上,为现场工艺流程改造提供了可行的技术方案。

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。

某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究

为提高某高硫含砷低品位难处理金精矿选别指标,分别采用尼尔森离心重选和高效旋流器分级工艺进行金精矿分选试验研究。试验结果表明:在保障金精矿冶炼净返系数等级的基础上,采用试验条件为重力倍数60G、反冲洗水量4 L/min、给矿速度400 g/min的尼尔森离心重选工艺,可获得金品位为30.97 g/t,金回收率为19.97%的重选精矿;采用试验条件为矿浆浓度20%、沉砂口直径22 mm的高效旋流器分级工艺,可获得金品位为26.02 g/t,金回收率为12.50%的溢流。尼尔森离心重选、高效旋流器分级工艺可使最终精矿产品的金回收率分别提高1.6%~1.9%和0.7%~1.0%。考虑到尼尔森离心重选工艺成熟工艺少、后期投资高,故推荐高效旋流器分级工艺进行该金精矿分选试验,以提高该金精矿利用价值。

含碳难处理金精矿生物预氧化-TCCA浸金实验研究

某含碳难处理金精矿中金含量15.9 g/t,铁、砷、硫和总碳的质量分数分别为23.17%、3.41%、24.7%和6.06%。金主要以次显微颗粒的形式被包裹于黄铁矿和砷黄铁矿中,同时碳引发“劫金”效应。本文针对该金精矿的特点开展了生物预氧化-TCCA(三氯异氰尿酸)浸金实验研究,建立多元线性回归模型分析浸金过程各因素对浸金效率的显著性影响。结果表明:经生物预氧化作用后,金精矿中硫和砷的分解效率分别可达63.59%和85.77%。拉曼光谱显示金精矿中碳质物缺陷减少,碳质物吸附能力下降。另外,多元线性回归模型分析显示,TCCA浓度、NaCl质量浓度和反应温度对浸金效率产生显著的影响,并呈正相关。TCCA浸金的最优化条件为:TCCA浓度0.22 mol/L,NaCl质量浓度30 g/L,反应温度45℃,矿浆中固体质量分数20%和反应时间3 h。在最优条件下,浸金效率可达87.49%,浸出液中金浓度为6.004 mg/L。

塔吉克斯坦某难处理金精矿低温二段焙烧预处理试验研究

高砷高硫金精矿中的金矿物被毒砂(As_(2)O_(3))和黄铁矿(FeS_(2))包裹,直接氰化浸出浸出率较低,其预处理工艺一直是研究关注的热点。本文以塔吉克斯坦高砷高硫金精矿为研究对象,在热重分析和热力学分析的基础上采用二段焙烧法进行预处理,脱除大部分砷、硫、有机碳等有害杂质,并对工艺参数进行优化。试验考察了添加剂及焙烧温度、时间对金精矿中碳、硫、砷脱除率的影响,并在最终焙烧产物物相分析基础上进行了焙烧-氰化浸出验证试验,得到以下主要结论。一段焙烧采用弱氧焙烧气氛焙烧脱砷,不需使用添加剂,较优工艺参数为焙烧温度500~550℃、焙烧时间2 h;二段焙烧采用富氧气氛焙烧脱硫,较优工艺参数为焙烧温度650~700℃、时间2 h;在上述较优工艺参数下的焙烧-氰化浸出的碳脱除率、硫脱除率和砷脱除率分别为91.16%、96.93%和92.52%,金浸出率达到95.30%。该结果相对于直接氰化浸出,金浸出率提高了20%,一定程度上实现了资源的高值化利用,为难处理金精矿高效提金提供了技术依据。

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。

高砷硫金精矿提金研究

广西贵港金精矿含15%～22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%～36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%～98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%～99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。

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。

湖南某难处理金矿的加压预氧化-氰化浸金试验研究

针对湖南某难处理金精矿进行预处理技术研究.该矿含砷(质量分数)为11.28%,金的直接氰化浸出率为21.91%.矿石中的砷以毒砂形式存在.载金矿物为毒砂和黄铁矿等硫化物,金为微细浸染型被毒砂和黄铁矿包裹.通过加压预氧化,对矿石进行氰化浸金试验研究.加压氧化最佳条件为初始酸度1 mol/L,木质素磺酸钠5 g/t,硝酸硫酸比7∶1,氧压0.6 MPa,搅拌速度300 r/min,时间100 min,温度100℃,矿浆浓度20%.试验表明经过加压试验后,金的氰化浸出率达到90.87%,与未预处理相比提高了68.96%,达到了较好的试验效果.

嗜酸氧化亚铁硫杆菌的耐砷驯化与浸矿能力

为提高嗜酸氧化亚铁硫杆菌(Acidithiobacillus ferrooxidans,A.f)浸出砷金精矿过程中的氧化活性和耐砷能力,采用连续转接驯化法对分离纯化得到的A.f菌株NSJ209进行耐砷驯化,并考察原始菌和驯化菌对As(Ⅲ)和As(Ⅴ)的耐受能力。研究结果表明:连续转接驯化可以提高NSJ209的氧化活性和对砷的耐受性,驯化菌在含3 g/L As(Ⅲ)的9K培养基中,84 h内Fe2+的平均氧化速率比驯化前提高了3.53倍,对As(Ⅲ)的耐受性从驯化前的4 g/L提高到6 g/L,对As(Ⅴ)的耐受性从驯化前的8 g/L提高到12 g/L。在温度30℃、pH 2.0、矿浆质量分数6%的条件下对砷金精矿进行浸出试验,浸出10 d,驯化菌对砷的浸出率达到91.6%,比原始菌提高了38.01%。

含金砷硫精矿烧渣炼铁富集金的研究

提出一种处理含金砷硫精矿的新工艺,主要包括焙烧脱除硫砷—烧渣炼铁富集金—电解分离铁金等工序。对其中烧渣炼铁富集金进行实验研究,研究熔炼中C与O质量比与炉渣二元碱度(即CaO与SiO2质量比)、熔炼温度和熔炼时间对铁和金回收率的影响,确定最佳条件及在此条件下所得生铁的化学成分。研究结果表明:在C与O质量比为0.93、炉渣二元碱度为1.0、熔炼温度为1 500℃、熔炼时间为90 min的最佳条件下,铁和金的回收率分别达到97.49%和99.10%,所得生铁中金质量分数为16 g/t,与烧渣金质量分数相比约提高0.63倍,铁质量分数为97.27%,碳质量分数为1.38%。

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。

富砷锑金矿石浮选分离试验研究

对某富砷锑金矿石进行了浮选分离试验研究。在弱酸性条件下,以硝酸铅作活化剂,以丁基铵黑药作捕收剂,采用浮锑抑砷工艺,最终获得含锑63.18%、回收率95.05%的锑精矿和含金9.02 g/t、含砷9.32%、金回收率为65.06%、砷回收率为64.97%的金砷混合精矿。

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。

过氧化氢氧化预处理高硫高砷难选金精矿的试验研究

在酸性条件下采用过氧化氢对高硫高砷难选金精矿进行预处理。试验表明,该方法可有效浸出包裹在难处理金精矿中金表面的含铁硫化矿物,在矿浆浓度为20 g/L时,铁的浸出率和失重率可分别达到99.58%和53.94%。该预处理方法氧化条件温和,对环境友好,氧化时间短,为同类高硫高砷难选金精矿的开发利用提供了一种简单有效的预处理方法。

高砷难处理金精矿细菌氧化-氰化提金

通过在高砷金精矿中配入不同比例的低砷碳酸盐型金精矿,使其所含硫、砷及铁等主要矿物成分含量发生变化,研究给矿中铁砷摩尔比对难处理高砷金精矿细菌氧化-氰化浸出效果的影响。结果表明：含砷金精矿中铁砷摩尔比直接影响细菌预氧化的效果,同时也影响细菌的活性和溶液中铁砷摩尔比的变化,给矿中铁砷摩尔比越高,溶液中的铁砷摩尔比也越高,且随着给矿中铁砷摩尔比的增加,溶液中铁砷摩尔比的变化幅度加大,给矿中铁砷摩尔比介于4.6~5.2之间,有利于细菌预氧化和氰化浸出,铁、砷氧化率分别由6.14%和7.38%提高到89.90%和93.60%,金、银浸出率分别由64.18%和35.93%提高到97.78%和88.83%,较好地改善细菌氧化效果,稳定和优化细菌预氧化过程。

某难处理金精矿浸金新工艺试验研究

研究了高砷、硫细粒浸染金精矿浸金新工艺。碱性介质中金属硫化矿物被氧化，产生固相产物层，采用瓷球磨磨削，显著地消除产物层对化学反应的阻碍作用。金的浸出率１ｈ内达９６８％。

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理—氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。