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.

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。

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。

难处理含金硫精矿的焙烧氧化-硫代硫酸盐浸出

为了提高难处理含金硫精矿中金的浸出率,采用同步热分析仪研究在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿的最佳条件,通过优化实验确定硫代硫酸盐浸出的最佳工艺参数。结果表明:在马弗炉中焙烧氧化难处理含金硫精矿最佳条件为在700℃温度下焙烧2 h,难处理含金硫精矿硫的去除率可达94.7%。焙烧后,金的浸出率大幅度提高。使用组成为0.03 mol/L CuSO4、1.0 mol/L NH3·H2O、0.3 mol/L Na2S2O3、0.1 mol/L(NH4)2SO4和0.3 mol/L Na2SO3的硫代硫酸盐溶液作为浸出剂,最佳浸出工艺参数如下:浸出时间18 h、液固比2:1、振荡速度250 r/min、浸出温度50℃。在此浸出工艺参数下,金浸出率达71.2%。

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。

循环流态化焙烧技术处理低硫精矿

采用循环流态化焙烧技术预处理低硫金精矿与低硫铜精矿,再进行氰化提金或酸浸提铜。结果表明,对含铜含砷低硫金精矿,铜的浸出率达89%,金的浸出率达93%,对低硫铜精矿,焙烧温度为580~630℃,铜的酸浸出率能达98%以上,焙砂固硫率达80%以上。

含硫试剂对某难处理金精矿的浸出研究

在对某难处理金精矿进行工艺矿物学研究的基础上,用硫脲、硫代硫酸盐、硫氰酸盐和改性石硫合剂等含硫试剂对其进行了浸出试验研究。结果表明,该精矿属典型的黄铁矿与毒砂包裹的难处理金矿,约20%的金被包裹,改性石硫合剂可部分将矿物的包裹氧化,浸出率达80%以上,适用于此矿的浸出,并分析推测了浸出试剂与矿物的作用机理。

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。

含砷硫难处理金矿加CaO焙烧预处理研究

本文用热分析法研究了ＣａＯ用量α（ＣａＯ与金精矿的重量比）为０．３３～１．３３范围内加石灰焙烧金精矿的焙烧过程。研究发现，当α＝１．０时，砷、硫固定率可达８８％，该法可有效地消除砷和硫对环境的污染。对含高砷、高硫的金精矿加ＣａＯ焙烧时建议采用控制气氛和温度的两段焙烧。对得到的焙砂进行氰化，金的浸出率为８８％左右，而未经焙烧预处理的金精矿直接浸出率仅为２５．５％。

云南某高硫难处理金精矿碱性加压预氧化-氰化浸金试验研究

对云南某高硫难处理金精矿进行碱性加压氧化—氰化浸金试验研究,考察了加压氧化各因素对氰化浸金的影响,在固液比1∶6、木质素磺酸钠5 g/t、Na OH用量25%、温度180℃、压力2.0 MPa、反应时间4h、搅拌转速450 r/min的加压氧化最优条件下获得了93.2%的较高金浸出率。

高硫难浸金精矿氧化渣中单质硫的深入氧化研究

黄铁矿包裹型难浸金精矿-软锰矿氧化处理过程中,生成单质硫,影响了后续氰化浸金效果,为此进行了含单质硫氧化渣的深入氧化研究。结果表明,在碱性环境下,用过氧化钠作氧化剂实现了单质硫的高效氧化;当渣中单质硫含量低于1.5%时,氰化浸出时金的浸出率达到90%以上。

复杂难处理金精矿还原固硫熔炼富集金

提出一种处理复杂难处理金精矿的新工艺,主要包括还原固硫熔炼富集金和电解分离铅金两种主要工序。研究其中还原固硫熔炼富集金,分析熔炼温度、铁加入量、铅加入量以及熔炼时间等因素对金直收率的影响,确定最佳工艺条件如下:添加四氧化三铁、废旧铅酸蓄电池胶泥、氧化钙和焦炭的质量分数分别是金精矿质量的95%、86%、22%和10%,样品在1100℃下熔炼1h后在1200℃保温30 min,金的直收率和总收率分别达到97.02%和98.53%,金得到有效富集,由原金精矿中金含量18.05 g/t提高到铅合金中金含量49.56g/t,含量提高约1.73倍。

云南某难处理硫化金精矿加压氧化预处理硫的最低自热品位

研究了云南某难处理硫化金精矿在加压氧化过程中硫的最低自热品位。在设定条件下,采用热量衡算法,获得了矿浆在不同含固量条件下的硫化金精矿硫的最低自热品位,并对变化曲线进行拟合,推导出硫的最低自热品位计算公式。该研究结果对难处理硫化金精矿的开发利用有一定的参考价值。

高砷高硫难处理金精矿生物预氧化—氰化炭浸提金试验研究

研究了采用生物预氧化—氰化炭浸工艺从广西某高砷高硫难处理金精矿中提取金,考察了矿浆浓度、体系pH、氧化时间、溶氧量对金浸出率的影响。试验结果表明:采用生物预氧化—氰化炭浸工艺,金浸出率由直接氰化浸出时的16.35%提高到77.78%,浸出效果较好。

精确调控搅拌浸出提高高硫金精矿的生物预氧化效率

来自于中国贵州的某高硫难处理金精矿含硫41.82%,含金15.12g/t,其中82.11%的金被硫化物包裹,直接浸出金回收率低。针对该样品开展了生物预氧化搅拌浸出研究,同时对生物预氧化过程体系pH进行了在线调控。结果表明,生物氧化预处理可以大幅度提高高硫难处理金精矿的金回收率,在最适pH为1.3的条件下,pH调控工艺与无pH调控的工艺相比,硫的氧化率从79.31%提高到83.29%,黄金的回收率从76.54%增加到83.23%,在此条件下,混合菌可以保持较高的活性,同时可以避免黄钾铁矾的形成。生物预氧化渣浸金结果表明,对于高硫难处理金精矿,金的回收率与硫的氧化速率呈正相关,在一定范围内金的回收率随着硫氧化速率的增加而增加。

某难浸金精矿预处理新工艺试验研究

介绍了某难浸金精矿预处理工艺试验研究。研究结果表明 :不经预处理 ,该金精矿的氰化浸出率仅为 56 % ;经预处理后 ,氰化金浸出率可达 93%。该预处理工艺具有对环境污染小 ,投资少 。

陇南紫金难处理金精矿工艺矿物学研究

采用多元素分析、X射线衍射、矿物解离度分析和电镜扫描等方法,开展陇南紫金金精矿的工艺矿物学研究,深入分析矿物组分、各物相赋存状态以及金的伴生规律。研究结果表明:该金精矿S和As质量分数分别为42.12%和2.31%,硫化物包裹金占比为56.19%,属于硫化物包裹难处理金矿;金矿物粒度为1~10μm,以银金矿为主,并含有少量的自然金;金矿物的单体解离度为30%,未解离的金矿物均与黄铁矿连生,呈半包裹半裸露状或完全被包裹状。基于金矿物的单体解离度随着矿物粒度减小而增大的特性,可通过超细磨的方法,增加金与浸金试剂的接触,为提高金的回收率创造良好条件。

甘肃某复杂难处理金矿细菌氧化——氰化实验研究

以甘肃某含硫、砷、碳及锑等多种成分的难处理金矿为研究对象,开展了细菌氧化—氰化实验研究。浸矿菌种为HQ0211,该菌种经长期驯化,耐砷性良好。在浸出过程中,通过测量矿浆的pH值、电位值、Fe^(2+)质量浓度和液砷含量,来考察不同矿浆浓度对浸出效果的影响。实验结果表明:HQ0211混合菌种适宜氧化该复杂难处理金矿。经该菌种氧化预处理后,脱硫率最高可达81.53%,脱砷率最高可达86.88%,脱碳率最高可达58.32%,脱锑率最高可达40.09%。与未经处理的原矿氰化提金结果相比,经过细菌氧化预处理后,金的回收率最高可达98.65%,相比直接氰化浸出提高了40.56%。