低品位双重难处理金矿石工艺矿物学及浸金影响因素

试验所用矿石来自我国云南某金矿,该矿含金2.4 g/t,砷0.97%,碳1.47%.它是典型的低品位含碳双重难处理金矿石,浮选精矿-氰化提金,金浸出率为10.43%;浮选精矿-焙烧-氰化工艺,金浸出率为46.52%,属于极难浸金矿.矿石主要金属矿物为黄铁矿、毒砂.脉石矿物主要为石英、绢云母、白云石、方解石、伊利石黏土矿物等.金的赋存状态绝大多数是"不可见金",主要为次显微、超显微的包裹金以及胶体金.金主要包裹于毒砂和黄铁矿晶体中.矿石中金矿物主要为自然金,少为银金矿.矿石金回收率低的原因主要是包裹金,矿石含砷、碳质以及黏土矿物.     

难处理金矿浸出预处理过程的电位-pH图

通过热力学计算绘制了298.15 K下FeS2-H2O系、FeAsS-H2O系的电位-pH图,为难处理金矿浸出预处理过程中黄铁矿与毒砂的氧化分解提供了热力学依据.由FeS2-H2O系的电位-pH图可知,黄铁矿可以被O2等氧化剂氧化分解.在水的稳定区范围内,元素硫的稳定区较小,浸出预处理过程中硫基本上以HSO-4,SO24-形式存在.由FeAsS-H2O系的电位-pH图可知,毒砂比黄铁矿更容易被氧化分解.浸出预处理过程应提高氧化电位使毒砂中的砷和硫氧化至最高价脱去,避免亚砷酸盐和元素硫的生成.以难处理金精矿为原料进行加压氧化验证实验,在反应温度180℃、精矿粒度为-0.075 mm~+0.061...     

低品位原生金矿的生物柱浸

采用粘结剂S-11将某低品位原生金矿的精矿粘结包裹在其原矿矿石上进行生物柱浸与原矿生物柱浸的对比研究.主要研究了生物柱浸过程中Fe2+浓度,pH,Eh,矿石表面吸附的细菌及菌液中游离细菌数量的变化、矿石的脱砷率、脱硫率,生物柱浸后矿石金的氰化浸出率.结果表明:金精矿包裹后的矿石表面因含硫化矿物较多,更适合细菌的吸附与繁殖;包裹生物柱浸120 d后矿石的脱砷率为70.14%,脱硫率为41.26%,金的氰化浸出率为81.21%,比传统生物柱浸矿石的脱砷率、脱硫率和浸金率分别高24.01%,19.11%和21.48%.包裹生物柱浸对矿石的氧化效果明显.     

难处理金矿中伴生矿物对氰化浸出的影响

对金矿石中常见的几种伴生矿物在氰化浸出中的影响进行了分析,同时采用化学试剂配制标准液的方式,考察了Fe2+,Cu2+,As3+对氰化物消耗的影响.试验结果表明:铁矿物中,磁黄铁矿对氰化浸出的影响较大,使溶金速率下降28.1%,氰化物耗量增加4倍,而黄铁矿与赤铁矿对氰化浸出的影响较小;铜矿物中,黄铜矿与辉铜矿对氰化浸出都具有很大影响,其中辉铜矿可使溶金速率下降36.81%,氰化物耗量增加10倍;砷矿物中,雄黄与雌黄对氰化浸出极其有害,使溶金速率分别下降41.95%和49.90%,氰化物耗量分别增加13.8倍和15.0倍,相反毒砂在氰化体系中比较稳定,对氰化浸出的影响较小.离子耗氰试验中,Fe2+...     

高砷含金硫精矿微波焙烧—硫代硫酸盐浸出试验研究

高砷含金硫精矿中的金常包裹于黄铁矿与毒砂中,直接浸出金浸出率很低,属于典型的难处理含金矿石.本文采用常规焙烧和微波焙烧对高砷含金硫精矿进行预处理,再采用硫代硫酸盐溶液浸出,并将两种焙烧方法得到的焙砂进行了S元素含量、XRD、SEM、比表面积和浸出率分析,并对比了二者的结果,得出以下结论:微波焙烧在15 k W条件下焙烧60 min,S的去除率能达到88.6%,虽低于常规焙烧700℃条件下焙烧2 h的94.7%,但能耗更少;微波焙烧后焙砂含有的矿物较常规焙烧更加单一,矿物更纯;微波焙烧后焙砂的表面形貌变化更大,氧化程度更好;微波焙烧后焙砂的比表面积为31.9 m~2/g大于常规焙烧后的21.8 m~2/g,更利于浸出;浸出率方面,微波焙烧后浸出率为73.4%,高于常规焙烧后的71.2%.总的来说,微波焙烧高砷含金硫精矿优于常规焙烧.     

载金硫化物焙烧--自浸出过程研究

针对传统氧化焙烧-氰化浸金工艺环境污染严重的现状,采用焙烧-自浸出工艺提取载金硫化物中的金.研究焙烧温度、焙烧时间和试样量对单质硫转化率和金浸出率的影响,通过X射线衍射分析、扫描电镜观察、能谱分析等手段分析焙烧过程中载金硫化物中硫的物相转变规律.载金硫化物中黄铁矿发生热分解反应生成单质硫和磁黄铁矿,随焙烧温度的升高和焙烧时间的延长,黄铁矿的特征衍射峰强度逐渐减小直到消失,磁黄铁矿的特征衍射峰逐渐生成并增强,原本致密状的黄铁矿颗粒变得疏松多孔.50 g试样在氮气流量1 L·min-1、焙烧温度800℃、焙烧时间60 min的条件下,单质硫的转化率达到42.53%,金浸出率达到88.70%,实现载金硫化物的高效非氰浸出.     

嗜热菌对高砷金精矿氧化-氰化提金试验研究

HQ-0211嗜热菌是一种良好的浸矿菌种,具有良好的耐砷性能,适合处理高砷金精矿.采用HQ-0211嗜热菌对含砷质量分数为11.78%金精矿进行氧化6 d后,金精矿含砷质量分数下降到0.20%,液体砷质量浓度达到11.41 g/L,脱砷率达到99.24%,失重率63.38%.含砷质量分数为11.78%的金精矿经过嗜热菌的氧化预处理,金的回收率大大提高,从直接氰化的18.25%提高到92.12%.试验表明含砷11.78%金精矿的细菌氧化-氰化试验取得了很好的工艺技术指标,不需要配矿降砷,该菌氧化时间短,脱砷、脱硫效果良好.     

广西金牙难浸金矿的工艺矿物学研究

为了给含砷金矿的提金工艺流程提供理论依据,对广西金牙金矿的矿石开展了工艺矿物学研究.该矿是典型的含砷难浸复杂金矿,矿石含Au为6.28 g/t,含Ag为1.37 g/t.As的质量分数为0.58%,S的质量分数为3.10%,C的质量分数为1.76%,其中有机碳的质量分数为0.21%.金精矿含Au为52.61 g/t,含Ag为6.00 g/t.As的质量分数11.32%,S的质量分数为29.32%,C的质量分数为0.35%.矿石中的主要金属矿物为毒砂、黄铁矿,其次有方铅矿、闪锌矿和黄铜矿等.载金矿物主要有毒砂、黄铁矿;金的赋存形态为次显微金;矿石的有害组分为砷、碳质和黏土矿物.含砷矿物是以毒砂、...     

陕西某金矿选矿试验研究

陕西某金矿石中金以微细粒浸染状分布在黄铁矿、毒砂及脉石矿物中,40.53%以单体和连生金形式存在,硫化物中金占33.04%,脉石中金占26.43%,直接氰化浸出效率极低,金的浸出率仅为43.83%.为实现该金矿资源的有效回收,根据该矿石性质,对比"原矿氰化浸出"进行了"原矿浮选—浮选精矿氰化浸出"以及"原矿浮选—浮选精矿焙烧—焙砂氰化工艺"3种工艺试验。试验结果表明,"原矿浮选—浮选精矿焙烧—焙砂氰化"的工艺可明显提高金的浸出率,金的浸出率可提高到69.24%,是处理该矿石的最佳方案。     

碳质卡林型金矿细菌氧化-氰化浸出研究

利用混合嗜酸菌对云南某碳质卡林型金矿进行了细菌氧化和氰化浸出的试验研究.研究表明,该矿直接氰化金的回收率非常低,即使采用碳浆浸出的氰化方法,金的回收率只有129%.细菌氧化工艺可以有效地解决硫化物包裹金的问题,大幅度提高金的浸出率,同时利用活性碳的竞争吸附,可以有效地解决碳质物的“劫金”作用,进一步提高金的回收率.通过细菌氧化-碳浆氰化联合处理工艺,金的回收率达到8239%,同时氰化钠的用量降低4968%,因此细菌氧化-碳浆氰化浸出工艺是处理碳质卡林型金矿的有效方法.     

难浸硫化金矿的细菌氧化预处理

用氧化亚铁硫杆菌对两种难漫金矿——四川会东金矿和内蒙古白乃庙金矿进行细菌氧化摇床实验，采用正交实验法确定了细菌氧化的最佳工艺条件，得出了影响脱砷率和除铁率四种因素的主次顺序。     

金银铜多金属黄铁矿烧渣综合回收试验研究

根据黄铁矿烧渣的物理、化学性质特征,完成了多金属综合回收试验.结果表明:烧渣组成以氧化铁为主,并含有贵金属及有色金属,部分金、银、铜包裹于黄铁矿等硫化物中,而锌主要以铁酸锌形式存在.对烧渣进行氰化浸出,在试样未磨情况下,采用石灰调节矿浆pH=10～11、矿浆浓度35%、浸出时间24 h、氰化钠耗量6 kg.t-1的试验条件,可以获得金、银浸出率分别为67.25%、60.08%;采用浮选法处理烧渣可获得金品位8.66 g.t-1、回收率为37.82%的浮选产品,其中银品位和回收率分别为100.3 g.t-1、20.26%;对浮选尾矿直接进行氰化浸出,可获得金、银浸出率分别为96.85%、70.08%.     

高镍铜阳极泥预处理富集金银的研究

由于高镍铜阳极泥是典型的难处理铜阳极泥,故以高镍铜阳极泥为原料,考察了温度、时间、液固比等因素对贱金属硒、铜和镍脱除效果的影响.研究结果表明,经过两次焙烧和浸出,可脱除995%的硒、997%的铜、9335%的镍和浸出9876%的银,且金从193g·t-1富集到1820g·t-1,增加了8~9倍.第一段焙烧和浸出条件:温度650℃、焙烧时间1h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、浸出时间1h、液固质量比6.第二段焙烧和浸出条件:焙烧温度500℃、焙烧时间3h、酸泥质量比12、浸出温度55℃、液固质量比6、浸出时间1h.经过预处理之后,阳极泥的量减少为原来的1126%,大大提高了后续回收工序中的设备处理能力.     

Comprehensive recovery of gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore

The comprehensive recovery of small amounts of valuable minerals such as gold and base-metal sulfide minerals from a low-grade refractory ore was investigated. The following treatment strategy was applied to a sample of this ore: gold flotation–gold concentrate leaching–lead and zinc flotation from the gold concentrate leaching residue. Closed-circuit trials of gold flotation yielded a gold concentrate that assayed at 40.23 g·t-1 Au with a recovery of 86.25%. The gold concentrate leaching rate was 98.76%. Two variants of lead-zinc flotation from the residue—preferential flotation of lead and zinc and bulk flotation of lead and zinc—were tested using the middling processing method. Foam from the reflotation was returned to the lead rougher flotation or lead–zinc bulk flotation, whereas middlings from reflotation were discarded. Sulfur concentrate was a byproduct. The combined strategy of flotation, leaching, and flotation is recommended for the treatment of this kind of ore.     

难处理金精矿的加压氧化一氯化浸出实验

采用加压氧化法对国内某难处理金精矿进行预处理,考察了反应温度、精矿粒度、氧分压、初酸浓度、反应时间对金精矿脱硫率和金浸出率的影响.利用XRD,XRF,SEM,EDX技术对金精矿原矿及浸出渣进行分析表征,实验结果表明,在反应温度180℃,精矿粒度-0.075～+0.061 mm,氧分压0.8 MPa,初酸质量浓度60 g...