砷硫铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响

通过焙烧脱砷和硫,并采用硫酸浸出金焙砂脱铁,研究不同条件下砷、硫和铁的脱除对高砷金精矿氰化浸金的影响。研究结果表明:金精矿中,砷、硫和铁的质量分数分别为3.20%,27.35%和23.50%;在焙烧温度为500℃,焙烧时间为4 h和空气流量为0.2 m~3/h条件下,砷和硫脱除率分别达到51.53%和79.16%;所得金焙砂经过质量分数为30%硫酸浸出,铁浸出率高达98.12%,酸浸渣中砷、硫和铁质量分数分别为0.10%,0.55%和0.44%;采用质量分数为6‰的氰化钠溶液浸出酸浸渣,金浸出率达98.05%;经过对砷、硫和铁进行脱除,金品位从32.98 g/t增加到68.22 g/t;金焙砂通过酸浸,单体金和裸露金总质量分数从93.87%增加到96.66%;低温焙烧和酸浸适合高砷金精矿氰化浸金。     

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.     

强化氧化对石煤钙化焙烧提钒的影响

研究石煤钙化焙烧参数对提钒效果的影响,确定合理的焙烧参数:当焙烧温度为950℃,焙烧时间3 h,碳酸钙添加量为质量分数6%时,石煤焙烧料中钒的浸出率为63%。在此基础上研究增强氧化对提钒效果的影响,比较通空气和添加MnO2这2种情况下提钒的效果。用化学物相分析和钒价态分析等技术探讨加强氧化提高钒浸出率的原因。空气通入速度为0.48 L/h时,钒的浸出率为69%;MnO2添加量(质量分数)为3%时,钒浸出率为68%。研究结果表明,加强氧化后矿石的结构被破坏,V5+含量提高,生成更多易溶于酸的钒酸钙类物质。     

复杂银铜精矿的沸腾焙烧综合回收工艺

采用沸腾焙烧综合回收工艺对呷村复杂银铜精矿难浸出问题进行实验,以沸腾焙烧脱硫、脱砷→硫酸浸出铜、锌→氯盐浸出锑、银→NaClO3氧化浸金→碳铵转化铅的工艺进行处理,实现铜、锌、银、锑、铅、金、砷和硫等有价元素的综合回收.在硫酸化沸腾焙烧过程中控制1·1倍空气过剩系数、0·25~0·35m·s-1的工况炉膛线速度以及600~630℃的焙烧温度,可以避免高铅复杂银铜精矿的烧结,脱硫率为49·68%,烟气中SO体积分数为5·5%可满足制酸要求.     

银金精矿的焙烧条件对焙砂中金银提取的影响

在热分析的基础上对吉林某浮选银精矿的预处理过程进行了研究。研究了焙焙烧温度、焙烧时间奶对金精矿中硫，碳脱除率的影响，着重研究了有添加剂存在时焙烧工艺条件对银精矿焙砂的金银提取性能的影响，并了添剂在硫酸化焙烧过程中的作用。试验结果表明：有添加剂存在时的焙少经稀硫酸预浸，其预浸渣于用硫脲法或氰化法浸金时，其金的浸率将大于９５％，争遥总浸出率也分别达９５％     

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。     

贫金矿氰化浸出的初试研究报告

以某地贫金矿(2.8 g/t)为试验对象,在矿粉粒度为-200目≥80%,矿浆浓度为33.3%,NaCN用量为2 kg/t的情况下,SPW助剂用量为0.75 kg/t,pH=10±1,浸出时间≥10 h,金的浸出率可达到≥90%,而且浸出液循环使用,可使NaCN用量下降1/2左右.     

钒渣钙化焙烧的影响因素及焙烧氧化动力学

采用钙化焙烧方式处理转炉钒渣以提高钒的浸出率,考察了焙烧参数(渣样粒度,升温速率,焙烧保温温度及保温时间,配钙量)对钒浸出率的影响,根据钒渣氧化的TG-DSC曲线对钒渣氧化变温动力学进行了分析.结果表明:降低升温速率可提高钒氧化率,保温温度高于600℃时钒浸出率迅速增加.在钒渣粒径48~75μm,外配钙m(CaO)/m(V2O5)为042,升温速率2℃·min-1,保温温度850℃,保温时间150min的条件下,钒浸出率达9331%.钒尖晶石氧化过程受三级化学反应控制,升温速率为5和10℃·min-1的表观活化能分别为26765,25603kJ·mol-1.     

相山矿田邹家山铀矿床低品位铀矿生物堆浸试验

对相山矿田邹家山铀矿床低品位铀矿进行了生物堆浸工业试验研究,筑堆矿石量为4 133 t,原矿铀含量为0.127%。采用初始酸化酸度为30 g/L、喷淋强度为10～15 L/(m~2·h)进行酸化预浸出,细菌浸出阶段控制Fe~(3+)浓度为3 g/L左右,经过150 d的细菌浸出,铀浸出率达到91.1%,耗酸率为9.07%,而常规酸法浸出耗酸率为13%。该结果表明采用生物堆浸法能够从低品位铀矿石中经济高效地提取铀,为该类铀资源的可持续利用提供新的途径。     

辽宁某低品位金矿堆浸试验

辽宁某金矿金属矿物含量少,主要金属矿物为褐铁矿,脉石矿物主要为石英、黑云母、角闪石、条纹长石、绢云母、斜长石和粘土矿物.该矿石氧化程度高,其中可回收的元素为金,金含量约0.7 g/t.试验采用柱式堆浸,在原矿粒度0～15 mm,并对其中-2 mm粒级的矿石制粒处理,氰化钠浓度0.04％,pH值10～11,浸出时间27d条件下,获得浸渣品位0.11 g/t,浸出液中含金1.44 mg/L,金浸出率83％以上的浸出指标.     

难浸金矿扩大试验研究

对黔西南州高砷高硫难浸金矿进行二段焙烧预处理，采用氧化剂强化氰金进行扩大试验研究。结果表明：该工艺使金的浸出率达到85％以上，该工艺投资省，无环境污染。     

New insights into the extraction of invisible gold in a low-grade high-sulfur Carlin-type gold concentrate by bio-pretreatment

To extract gold from a low-grade (13.43 g/t) and high-sulfur (39.94wt% sulfide sulfur) Carlin-type gold concentrate from the Nibao deposit, Guizhou, a bio-pretreatment followed by carbon-in-pulp (CIP) cyanide leaching process was used. Various methods were used to detect the low-grade gold in the concentrate; however, only time-of-flight secondary-ion mass spectrometry (TOF-SIMS) was successful. With bio-pretreatment, the gold recovery rate increased by approximately 70.16% compared with that obtained by direct cyanide leaching of the concentrate. Various attempts were made to increase the final gold recovery rate. However, approximately 20wt% of the gold was non-extractable. To determine the nature of this non-extractable gold, mineralogy liberation analysis (MLA), formation of secondary product during the bio-pretreatment, and the preg-robbing capacity of the carbonaceous matter in the ore were investigated. The results indicated that at least four factors affected the gold recovery rate:gold occurrence, tight junctions of gold-bearing pyrite with gangue minerals, jarosite coating of the ore, and the carbonaceous matter content.     

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.     

Deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates by swelling oxidizing roasting and successive alkaline leaching

A new technique of swelling oxidizing roasting and alkaline leaching was proposed for deselenization and detellurization of precious-metal ore concentrates. Alkali-metal and alkaline-earth-metal chlorides and carbonates were preliminarily selected as swelling agents. The roasting removal rate and alkaline leaching rate of selenium and tellurium were investigated, and NaCl was selected as an appropriate swelling agent. Furthermore, the effects of various factors on the selenium gasification rate and leaching rate of selenium and tellurium were investigated. The results show that the selenium gasification rate reaches 88.41% after swelling oxidizing roasting for 2 h at 510℃ using an NaCl dosage coefficient of 100 and a sulfuric acid dosage coefficient of 1.3; the amorphous elemental tellurium is completely transformed into TeO₂. The roasted product is subjected to alkaline leaching using a 100 g/L NaOH solution, which results in a selenium leaching rate of 10.51%, a total selenium removal rate of 98.92%, and a tellurium leaching rate of 97.64%. In the alkaline leaching residue, the contents of selenium, tellurium, gold, platinum, and palladium are 0.7825%, 5.492%, 8.333%, 0.2587%, and 1.113%, respectively; the precious metals are enriched approximately sixfold.     

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.     

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.     

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.     

一水硬铝石矿活化焙烧工艺研究

利用马弗炉对我国一水硬铝石矿进行了活化焙烧的实验研究,以降低拜耳法溶出的温度.研究了焙烧温度、焙烧时间等因素对铝土矿的溶出性能的影响,将活化焙烧矿的溶出性能与原矿的溶出性能进行了对比.利用SEM技术对活化焙烧矿的微观形貌进行表征.实验结果表明:合适的活化焙烧工艺条件为焙烧温度585℃,焙烧时间60 min.在此焙烧条件下,当达到最大溶出率时,焙烧矿的溶出温度较原矿下降了40℃.     

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.