某高硫砷难处理金矿石选矿试验研究

某高硫砷金矿石金、银品位分别为2.90 g/t和59.00 g/t,As含量为6.06%、S含量为5.20%。矿石中金矿物粒度较细,均为显微金与细粒金,其与黄铜矿、磁黄铁矿等硫化矿连生于毒砂中,单体解离困难。为进一步实现高硫砷难处理金矿的高效利用,在矿石工艺矿物学研究的基础上,进行了浮选和氰化浸出试验研究,确定采用浮选—氰化浸出的联合工艺流程进行试验。结果表明:适宜药剂制度下,原矿在磨矿细度为-0.074 mm占75%时,进行1次粗选试验,粗精矿再磨至-0.038 mm占99%时,进行2粗2精浮选—1次硫砷分离流程试验。最终获得金品位为17.19g/t、金回收率为79.06%,银品位为269.00 g/t、银回收率为68.73%的金精矿。将浮选尾矿磨至-0.010 mm占86%时,采用氰化浸出工艺处理,金浸出率为22.22%,银浸出率为57.78%。选冶综合金回收率达到83.71%,银回收率达到了86.80%,实现了金、银的有效回收利用。

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。

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。

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。

某高硫微细粒金矿选冶试验研究

某高硫金矿中金矿物与黄铁矿紧密共生,金矿物和黄铁矿平均粒径分别为3.58和32.80μm,嵌布粒度较细,在实际生产中精矿品位和回收率均不理想。为进一步提高精矿品位和回收率,针对该矿特点,确定黄铁矿为浮选目标矿物,通过系统条件试验和精选试验得到了最优浮选工艺流程和参数,继而开展开路试验和闭路试验,得到的浮选指标并不理想。基于中矿中黄铁矿多是连生体的判断,对浮选中矿进行再磨处理,获得了精矿金品位17.4g/t、金回收率80.66%的满意指标。同时,结合“超细磨”、“碱浸预处理”工艺,对浮选精矿进行浸出试验,得到金浸出率77%的满意指标,为生产现场提供了具有指导意义的技术方案。

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%。

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。

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。

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.

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。

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。

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。

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。

含金高砷高硫精矿综合回收有价金属

采用二段焙烧—氯化挥发工艺从含金高砷高硫精矿中综合回收有价金属。结果表明,一段弱氧化700℃,二段强氧化850℃条件下,砷和硫的脱除率分别到97.6%和99%;在烧渣磨矿粒度-0.038mm占73%、配5%CaCl2、2%膨润土制团后在1 250℃氯化焙烧2h的条件下,金、银、铅、锌的挥发率分别为96.5%、73.3%、94.6%和75.3%,球团铁品位在60%以上,球团强度>2 500N。

某高硫砷金精矿提取方法比较

对辽南某高硫砷金精矿提取方法进行了比较。固液比 1:3,pH =10 5,NaCN =1g/L ,2 5～ 30℃ ,电动搅拌 2 4h或 36h常规氰化 ,浸出率仅为 5%左右。固液比为 1:4 ,氧气 5× 10 5Pa ,加压酸性预氧化浸出效果不好 ,浸出率为 39 6 %。硫脲提取pH =0～ 1 0 ,硫脲 =2 0g/L ,2 5～ 30℃ ,固液比 1:4 ,FeCl3 为氧化剂 ,电动搅拌 1 5～ 2h ,浸出率为50 9%。采用Ca(OH) 2 固硫固砷浸出 ,效果较好。烧渣酸洗 ,硫脲浸出 ,时间短 ,浸出率达 94 5% ,并可避免高毒性的氰化物。

SO_3^(2-)、NH_3·H_2O、Cu^(2+)对高硫金精矿石硫合剂浸出的影响

采用石硫合剂提金法对高硫金精矿进行浸出试验,考察了SO2-3、NH3·H2O、Cu2+浓度对浸出过程的影响。其结果表明:在磨矿细度-400目80%,液固比6∶1,SO2-3浓度0.1 mol/L,NH3·H2O浓度1.6 mol/L,Cu2+浓度0.04 mol/L,Na2CO3浓度0.1 mol/L,搅拌速度500 r/min,浸出温度40℃,浸出时间8 h的条件下,金的浸出率达到88%左右;浸出过程中加入SO2-3,保证S2-x和S2O2-3的稳定性,并减少因S单质、CuS和Cu2S的沉积而阻碍浸金传质过程的影响;NH3·H2O不仅调节浸出pH值,而且与Cu2+形成[Cu(NH3)4]2+,促进金的浸出。

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％。