Optimal Dearsenification Parameters of Gold Sulfide Concentrate with a High As Content

The gold sulfide concentrate with a high As content in Liangshan District, Sichuan Province, China, is a potentially important resource. This paper describes experiments of dearsenification of gold concentrate in a weakly reduced atmosphere in a rotary pipe furnace. The results showed that the optimal parameters were a temperature range of 650-700℃, 15%-16% CO2 of gas and a reaction time of 30-40 min. The removal rate of arsenic and sulfur was over 95% and 25%-28%, respectively. With further oxidization and roasting, residue sulfur in the roasted materials was dropped to below 4%, and the cyanide leaching recovery of gold was over 92%.

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。

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。

湿法消解-火焰原子吸收光谱法测定铋精矿中银含量

由于铋精矿中含有大量的硫元素和硅元素,测定铋精矿中银的含量时,王水无法将其完全消解,导致样品溶解不完全,使得测量结果偏低。本研究采取在样品前处理加入高氯酸与氟化氢铵的方法来消解硫元素和硅酸盐化合物,然后采用火焰原子吸收光谱仪(AAS)测定铋精矿中银的含量,有效解决了铋精矿中较高的硫含量和硅含量对样品溶解及测定过程中的影响。试验过程中,采用2.0 mL高氯酸、0.2 g氟化氢铵、王水体系溶解铋精矿,在体积比20%HCl介质条件下,利用火焰原子吸收光谱仪测得铋精矿样品中的银含量,结果表明,本试验方法检出限为0.0066μg/mL,低于测定下限0.022μg/mL,表明本试验方法可行,能够满足铋精矿中银含量的测定要求;利用该方法测定样品中银含量,相对标准偏差(RSD,n=7)为0.20%~1.95%,加标回收率为97.7%~105.0%;综合元素干扰测定过程中没有产生明显的基体效应干扰。该方法适用于铋精矿中50.0~10000.0 g/t银的测定,为企业和检测机构开展铋精矿中银含量的测定提供了一种更为简便、实用性更强的分析检测方法。

火试金法检测石墨坩埚渣中的金

将报废的石墨坩埚经破碎、混匀、缩分、磨样处理,得到满足检测要求的样品。称取一定量的样品,通过配料调整物料的硅酸度,加入一定量的硝酸钾消除样品中过量的还原力。物料在坩埚中经高温熔融得到含有贵金属的铅扣,得到的铅扣在富氧状态下进行灰吹,铅及贱金属被氧化与金银等贵金属分离,获得含有贵金属的金银合金粒。金银合粒经硝酸分金后得到金片,通过重量法计算样品中的金含量。

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。

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。

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。

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。

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。

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.

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。

高砷难处理硫精矿氰化浸出提银实验研究

某硫精矿中的银矿物嵌布粒度非常细小,包裹于硫化物中的银约占50.46%,属于难处理高砷含银硫精矿。采用细磨后化学预处理氰化浸出,银浸出率仍然低于80%;硫精矿经氧化焙烧后,As、S的脱除率都达到90%以上,但银浸出率却较低;对该含银硫精矿添加钠盐焙烧预处理,再采用常规氰化法浸出,银浸出率显著提高,达到85.15%,同时氰化钠耗量降低至2.0 kg/t。

某高硫砷难浸金精矿的细菌氧化预处理

为提取广西某高硫砷难浸金精矿中的金,利用氧化亚铁硫杆菌,通过鼓泡搅拌槽浸试验对该金精矿进行细菌氧化预处理,浸出铁和砷,分解黄铁矿和砷黄铁矿,使金得以暴露以便氰化浸出。研究了pH、细菌接种量、矿浆浓度、通气量以及矿石粒度等因素对细菌氧化预处理过程的影响,结果表明:细菌氧化预处理该高硫砷难浸金精矿的适宜条件为pH=2.0、接种量10%(体积分数)、矿浆质量浓度100 kg/m3、通气量0.1 L/(L.min),在此条件下,细菌作用10 d后,Fe和As的浸出率分别可达到50%和90%以上;矿石的粒度越小越有利于细菌预处理;细菌预处理过程中砷酸铁沉淀的生成对铁和砷的浸出均不利,有待采取措施。

含砷、锑、碳难处理金精矿焙烧氰化提金工艺研究

镇沅含砷、锑、碳难处理金精矿直接氰化金浸出率小于 10 % ,采用常规焙烧 -焙砂氰化提金工艺金浸出率仅达到 73 2 % ,而采用先行除锑 ,再焙烧脱除硫、碳、砷的提金工艺方案 ,金氰化浸出率达到90 4 % ,同时锑可作为锑精矿外售 ,经济效益明显。

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究

对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO+NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15.85%和30.44%。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧—酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。

某难处理金精矿热压预氧化-氰化浸金实验

对某难处理金精矿进行了热压预氧化-氰化浸金实验,探讨热压预氧化温度、时间、氧化分压和矿浆浓度对金浸出率和氰化钠耗量的影响。结果表明,在粒度-44μm占90.74%、温度220℃、矿浆浓度25%、氧分压0.8 MPa和转速750 r/min条件下预氧化2.5 h,砷主要以稳定的结晶状砷酸铁或者臭葱石形式被固定在氧化渣中;预氧化渣在矿浆浓度33%、pH=10~11、初始氰化钠浓度0.3%和活性炭浓度25 g/L条件下氰化浸出24 h,与金精矿直接氰化相比,浸出率由11.21%提高至95.75%,氰化钠耗量从46.99 kg/t降低至1.36 kg/t。

低金高银铜载金炭无氰解吸剂的研发与应用

针对高温高压无氰解吸电解工艺处理低金高银铜载金炭过程中需添加NaCN,存在氰化物污染,金、银解吸率偏低等问题,研究开发了一种新型无氰解吸剂C。工业应用表明:在低金高银铜载金炭高温高压无氰解吸电解过程中,采用质量分数2%的NaOH和质量分数0. 10%的新型无氰解吸剂C作为组合添加剂,可杜绝氰化物的污染,提高金、银解吸率,金、银解吸率分别提高到98. 99%和97. 60%,相较单一添加NaOH,分别提高3. 85百分点和6. 13百分点,累计新增经济效益约271. 06万元,经济效益和社会效益显著。