Differences of cyanide leaching between calcine and dust from refractory gold concentrates

Differences of cyanide leaching between the calcine and the dust from a refractory gold concentrate were investigated by comparative method. Results showed that gold leaching efficiencies of the calcine and the dust were 85.31% and 54.30%, respectively, with direct cyanidation. Contents and existing forms of arsenic and carbon were the main reasons for those differences. The maximum gold leaching efficiencies of the calcine and the dust were 87.70% and 58.60%, respectively, with cyanidation after NaOH pre-leaching. Harmful elements removal, gold loss in NaOH pre-leaching and iron oxides hindrance codetermined gold leaching efficiencies of the calcine and the dust. After H2SO4 pre-leaching, the maximum gold leaching efficiencies of the calcine and the dust achieved 94.96% and 80.40%, respectively. The effect of carbonaceous matter was the main reason for differences for leaching efficiencies of the calcine and the dust. Based on those differences, two proper gold extraction processes were put forward, and gold leaching efficiencies for the calcine and the dust achieved 94.91% and 91.90%, respectively.

Effect of Pretreatment of Sulfide Refractory Concentrate with Sodium Hypochlorite, Followed by Extraction of Gold by Pressure Cyanidation, on Gold Removal

The majority of the refractory gold and silver occurs in occlusion in sulphides, then precious metal dissolution is possible by first oxidizing auriferous sulfide concentrate using sodium hypochlorite-sodium-hydroxide solution followed of pressure cyanidation of the oxidized concentrate, for the extraction of precious metals. This process was conducted and evaluated under cyanide and oxygen pressure. This versatile approach offers many advantages, including low temperatures, low pressure and less costly materials of construction than conventional pressure oxidation. In this study, the effect of oxygen pressure, concentration of sodium hypochlorite, temperature, and initial pH, in precious metals recovery and As removal were evaluated using a 24 factorial design. Characterization of the ores showed that pyrite and arsenopyrite were the main minerals present on the concentrate. The best results for gold extraction were obtained with oxygen pressure of 80 psi, 10% (w/w) sodium hypochlorite, temperature of 80℃, at pH = 13, and a constant stirring speed of 600 rpm. These conditions allowed an approximated 60% of gold and 90% of silver extractions in 1 hr.

碳质高砷硫化物包裹多重难处理金矿热压氧化-氰化试验

对某碳质高砷硫化物包裹多重难处理金矿进行了以热压氧化—氰化为主体工艺的试验。结果表明:原矿全硫浮选—浮选精矿常规热压氧化—氰化金浸出率仅76.2%,采取了氧化渣脱碳、原矿预脱炭及硫砷分选等措施,均难以提高金回收率。热压氧化渣采用中温焙烧预处理再氰化,可较彻底地消除有机碳的影响,金浸出率达到94.7%,且焙烧过程有害组分砷几乎不会进入气相,焙烧-氰化渣与热压氧化液中和渣混合后的毒性浸出结果满足一般固废要求。

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。

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。

某进口含砷金精矿焙烧氰化试验研究

某进口含砷金精矿含金20 g/t、银50 g/t、铜0.15%、铅1.3%、砷8%、硫25%、炭0.35%,是典型的难处理复杂金精矿,采用焙烧、酸浸出、磨矿、氰化后金回收率不理想。按比例搭配其他精矿后再进行试验,金回收率提升明显。结果表明:在不改变试验条件的前提下,可以通过搭配其他精矿的方式,达到氰渣中金含量下降的效果,为提高成分复杂的含砷金精矿中金的回收率提供了一个新的尝试方向。

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.

H_(2)SO_(4)分解铁-FeCl_(3)浸出焙烧金精矿中金

采用硫酸分解焙烧金精矿,金从黄铁矿中解离的同时金得到了富集,可采用氯化铁溶液非氰浸出金。研究了硫酸浓度及过量系数、分解温度对铁分解率的影响,优化工艺条件为,焙烧温度180℃,反应时间90 min,硫酸过量系数1.2,在此条件下,铁分解率为92.14%,金含量从原来的51.7 g/t提高到106.1 g/t;研究了反应温度、液固比对氯化铁溶液浸出硫酸浸出渣中金的影响,优化浸出条件为,液固比1.5,80℃浸出90 min,在此条件下,金浸出率96.8%。

某金精矿焙烧氧化-氰化浸金试验研究

对甘肃某复杂难处理金精矿进行焙烧氧化-氰化浸金试验研究。通过条件优化试验,确定最佳氧化焙烧工艺参数。在金精矿磨矿细度-0.074 mm占79.24%,一段焙烧温度为550℃、充气含氧量为10%、焙烧时间为1.0 h,二段焙烧温度为650℃、充气含氧量为21%、焙烧时间为1.0 h的条件下,焙砂中砷、碳和硫的脱除率分别为89.22%、72.05%和95.51%,金浸出率为83.76%。

甘肃某难选金矿石选矿工艺研究

为提高甘肃某难选金矿石选矿指标,根据矿石性质,对比了浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺和生物氧化—氰化浸出工艺流程。结果表明:相比浮选—尾矿氰化浸出工艺、原矿焙烧—氰化浸出工艺,在较优条件下,生物氧化—氰化浸出工艺金浸出率分别提高16.67百分点、5.14百分点,且生物氧化具有投资少、能耗低、无污染等优点;生物氧化—氰化浸出工艺更有利于该金矿石的开发利用,金浸出率为85.46%。

多硫化物微细粒浸染型金矿回收金试验研究

为回收某含碳高砷高硫微细粒复杂难处金矿中的金,分别开展了全泥氰化浸出、浮选、焙烧、酸浸试验研究。结果表明,采用常规的全泥氰化浸出和浮选工艺,对金的回收效果均不好。采用“焙烧-全泥氰化浸出”工艺,受矿石焙烧后新产生的金属氧化物包裹金的影响,金浸出率仅有72.25%。经研究发现,采用酸溶方法,对焙砂进行加温酸浸预处理,可有效打开其被包裹的金,从而提高对金的回收。采用矿石“焙烧-酸浸-水洗-碱浸-全泥氰化浸出”联合工艺,金浸出率88.52%。

某复杂难处理硫精矿综合回收的试验研究

以昆明某复杂难选硫精矿为原料,先在马弗炉中进行了焙烧脱硫砷的条件试验,得出了焙烧的最佳操作条件后,以沸腾炉(工业生产炉床面积74 m^(2))中产出的烧渣为原料进行了氰化提金银的条件试验。该硫精矿综合处理的最佳条件为:焙烧温度840~870℃,焙烧时间2~2.5 h;烧渣磨矿细度-0.038 mm≥90%,氰化钠加入量2 kg/t,浸出液固比2∶1等,此时硫脱除率达99%以上,金浸出率达84%;经分析氰化尾渣可作为铁精矿出售。该项目已在云南某企业建成处理量300 t/d复杂含金硫精矿提金的工业生产线。

难处理金精矿加压氧化预处理

研究了某含硫21.2%、含金40.3 g/t难处理金精矿的加压氧化预处理工艺。通过单因素试验研究加压氧化过程中磨矿细度、反应压力、反应温度、反应时间、搅拌转速及矿浆浓度等对氰化效果的影响,得到易于氰化的加压氧化渣。再通过氰化提金过程中矿浆浓度、氰化钠用量、pH、浸出时间等对金浸出率的影响研究,获得最佳加压氧化预处理条件为:磨矿细度-0.045 mm占95%、反应压力1.6 MPa、矿浆浓度20%、反应温度160℃、反应时间240 min、搅拌转速350 r/min。在此条件下,金氰化平均浸出率达到97.3%。

金矿石处理方法研究现状及进展

随着环保要求日益严格与金矿资源品位逐渐下降,非氰提金技术与难处理金矿石预处理技术受到广泛关注,如何高效、绿色地提金成为目前冶金工业的研究热点之一。总结了近年来金矿石浸出技术及难处理金矿石预处理技术的现状及进展,并通过分析各方法的作用机理对比了其优缺点,为金矿提金技术的发展及推广应用提供参考与借鉴。

氯离子对难处理金精矿生物预氧化-炭浸氰化的影响

高盐矿区往往缺乏淡水资源供生产使用。针对矿区盐水现状,进行高砷难处理金精矿生物氧化-氰化提金试验,考查不同氯离子浓度对硫化物氧化率、金浸出率等技术指标的影响。结果表明,氯离子浓度对金精矿生物氧化的不利影响随着浓度的升高而增强,氯离子浓度1.5 g L以上时,硫化物的氧化率显著降低,10 g L氯离子盐水生物氧化延长至18 d,砷浸出率88.4%,硫氧化率仅为35.3%。相同生物氧化渣在相同氰化条件下采用清水和10 g L氯离子盐水进行氰化浸出时,盐水将降低金的浸出率。1.5 g L、5 g L氯离子盐水生物氧化10 d后的氧化渣采用10 g L氯离子盐水氰化,金的浸出率分别比清水氰化时的分别低2.8、3.4个百分点。难处理金精矿生物氧化砷浸出率均高于硫氧化率,表明毒砂氧化率高于黄铁矿,金浸出率与毒砂氧化率的相关性较黄铁矿氧化率更加密切。

某高砷金精矿预处理后焙砂硫代硫酸盐浸出研究

硫代硫酸盐法浸金具有反应速率快,毒性低,适于处理含铜、砷、碳质等难处理金矿石等优点,被认为是最有希望取代氰化提金的非氰浸金技术之一。国内某黄金企业高砷难处理金精矿经过两段焙烧预处理获得的焙砂中含金104 g/t、砷0.74%、硫0.87%,通过单因素条件试验,确定了铜-氨-硫代硫酸盐法提取该焙砂中金的最佳浸出条件:Cu^(2+)浓度0.10 mol/L、NH_(3)·H_(2)O浓度2.0 mol/L、Na_(2)S_(2)O_(3)浓度0.10 mol/L、溶液pH值11、温度50℃、浸出时间7 h。在此条件下,金浸出率可达75.1%,表明该焙砂应用硫代硫酸盐工艺浸金仍有待进一步优化和强化。

艾砂磨机在灵宝黄金某冶炼厂焙烧金矿细磨中的应用

针对灵宝黄金某冶炼厂焙烧金精矿浸出流程矿物单体解离度不够、浸出指标不理想的问题,首次将艾砂磨机应用于焙烧矿细磨领域。结果表明,采用艾砂磨机开路细磨,将焙烧滤饼造浆细磨至-38μm粒级占96%后氰化浸出,尾渣金品位由1.72 g/t降至1.42 g/t,综合经济效益增加815.68万元/年。

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明:采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。

山东某冶炼厂两段焙烧—氰化提金过程影响因素研究

为了进一步提高金的浸出率,提升企业经济效益,针对某冶炼厂金精矿配矿后金浸出率降低的问题,进行了系统的工艺矿物学研究,探讨了影响金精矿氰化浸出的因素。研究结果表明:两段焙烧系统的调浆工段物料打散不充分、存在团聚状硫化物假颗粒是影响生产现场金浸出率指标的主要因素;金精矿中伊利石是载金矿物之一,在焙烧过程中伊利石发生脱羟反应、结构破坏、发生相变、对赋载其中的金产生束缚效应是影响生产现场金浸出率指标的次要因素。