多金属氧化钼矿工艺矿物学及其综合利用技术研究

对氧化钼矿的工艺矿物学特征及其综合利用技术进行研究.结果表明:氧化钼矿的主要矿物组成为钼华、钼钙矿、褐铁矿、黄铁矿及石英.在磨矿细度为200目以下含量65%时,采用混合浮选工艺,可得钼品位为7.41%的钼精矿,钼回收率为82.18%,其中含铅18.02%、含金7.96 g.t-1、含银1 002 g.t-1;采用联合碱浸法处理钼精矿,可获得钼浸出率为95.61%的工艺指标;采用氰化法处理碱浸渣,金银浸出率分别为94.55%、83.96%;采用浮选法处理氰化渣,可得铅品位为46.76%的铅精矿,铅回收率为52.83%;采用重选法回收浮选尾矿中的石英,可获得SiO2含量为97.12%、回收率为80.84%的石英产品.     

从竖罐炼锌蒸馏残渣旋涡炉处理烟化渣中浮选回收银

由于竖罐蒸馏炼锌工艺中锌精矿所含的银几乎全部进入蒸馏残渣,因此以蒸馏残渣经旋涡炉烟化处理后得到的烟化渣为原料,开展了浮选回收银的研究.浮选实验考查了浮选过程pH值、温度、捕收剂用量、起泡剂用量对粗选过程的影响.在优化的粗选工艺参数条件下进行了多级开路浮选和闭路浮选实验,最终确定采用一粗四精三扫工艺,捕收剂用量800g·t-1,起泡剂用量350g·t-1,获得银精矿品位6100g·t-1,银回收率8610%.     

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.     

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.     

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。     

含金氧化矿选矿工艺研究

地表含金脉体主要为黄铁矿石英细脉及碳酸盐细脉充填于破碎带之中,具有褐铁矿化、硅化,绢云母化、黄铁矿化、绿泥石化、碳酸盐化。主要金属矿物为针铁矿,脉石矿物为石英、伊利-水云母。选矿方法采用全泥氰化-炭浆工艺,原矿含金6.95g/t,浸出最佳条件:磨矿细度-200目99.20％,矿浆PH值10.5,氰化钠用量2kg/t,矿浆浓度40％,浸出时间12小时。试验结果:金浸出率97.27％,尾渣含金0.19g/t,吸附率99.87％,载金炭品位3476g/t。     

冶金矿渣铅锌铁镍及稀贵金属回收利用研究及示范

该课题针对冶金矿渣多元素共生且复杂难选的特点,通过自主创新和技术集成,开发出高效新工艺、新药剂、新设备,解决其铅锌铁镍和稀贵金属等有价元素回收率低、精矿中杂质含量高等技术难题。对该冶金矿渣进行了五个专题的详细试验研究:(1)冶金矿渣工艺矿物学研究方面,对原渣、中间产品以及最终产品的物相和形态进行了深入研究,明确了不同矿渣试验前后的变化和差异,并对后续的试验进行很好的理论指导。(2)高炉瓦斯灰泥方面,通过还原焙烧、铅锌挥发、阶段磨矿、磁选选铁、湿法分离铅锌工艺,获得了品位为65.18%,回收率为76.06%且铅、锌分别为0.176%和0.078%的铁精矿和品位为79.54%回收率为94.99%的Zn O产品以及品位为33.56%,回收率为94.86%的粗铅产品,各项指标达到任务书中规定的指标。(3)黄铁矿烧渣方面,对黄铁矿烧渣进行了工艺矿物学、氰化浸金、吸附、锌粉置换、选铁等试验研究,得出了最佳工艺条件。最佳条件下,可获得金浸出率在78%左右;碳吸附率可达到97%~99%,金的置换率可达到99%以上。原渣细筛—重选—磨矿—重选—脱泥—浮选流程,当获得精矿铁品位为62.02%时铁回收率为63.98%,当精矿铁品位为61.67%时铁回收率为70.20%。(4)镍铜冶炼渣方面,通过实验室试验研究,形成了镍渣深度还原—磁选提铁技术。在优化的最佳条件下所得铁精矿铁品位为92.07%,铁回收率为90.45%,镍回收率为62.69%。(5)铅渣方面,在实验室条件下,对三种类型的铅渣进行了工艺矿物学、还原焙烧条件对铅渣中铅、锌、锑挥发的影响研究,得出了最佳的挥发工艺条件。第一种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.35%、1.78%和0.739%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到90.20%、92.78%和71.32%。第二种铅渣Zn、Sb、Pb分别为4.44%、3.32%和3.71%,在最佳条件下,Pb、Zn、Sb的挥发率分别达到97.39%、99.59%和53.08%。     

金矿石全泥氰化浸出的响应面分析和优化

采用全泥氰化法处理细粒级氧化型金矿石,并用响应面法分析和优化氰化浸出工艺,从而获得更理想的浸出指标.通过开展高压辊磨机细粒级破碎产品的单因素浸出试验,结合以金浸出率为响应值的响应面法,利用二次方程模型对各浸出因素与响应值之间的关系进行回归分析,并预测最佳响应值的工艺条件.结果表明:以小于0.15 mm的细粒级产品为试验矿样,在矿浆pH值10.5,Na CN初始浓度1.90 g·L~(-1),矿浆浓度36.56%,浸出时间29.17 h,Pb(NO3)2用量150.52 g·t~(-1)的条件下,金矿浸出率可达95.90%.     

黄铁矿烧渣提取铁、金、银等工艺研究

以黄铁矿烧渣为原料,通过化学选矿的方法,采用碱浸及氧化酸浸的工艺,除去有害杂质和回收有价金属元素金、银、铜,回收率分别为87%、76%、82%.同时得到品位为60.35%的铁精矿.     

青海某难选金矿石综合回收选矿试验研究

针对青海某微细粒浸染、高砷,原矿氰化浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,经过三种流程对比试验,最终推荐该金矿的选别流程为粗磨弱酸性条件下,一段粗选、两段扫选、两段精选、的全浮选流程,获得金精矿金品位48.2 g/t,金回收率87.15%的工艺指标.     

铜(Ⅰ)离子对氰化物溶液中金属离子存在形态的影响

提出了可以描述在各种金属离子浓度和不同的pH条件下,随铜盐添加量的增加,氰化物溶液中金属离子和CN-存在形态的公式.基于其计算结果,探讨了将铜盐加入含金银的氰化物溶液中时金银的沉淀机理,以及在矿石中铜含量较高时氰化物消耗量增加而金银浸出率降低的原因.将铜盐加入氰化物溶液中时,铜(Ⅰ)离子首先与溶液中游离CN-反应,然后从锌、镉、镍等金属的氰根配合物中"劫持"几乎全部的CN-,以CuCN形式生成沉淀,金银的氰根配合物被"劫持"CN-,以AuCN和AgCN型沉淀物沉淀.     

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.     

Process mineralogy characteristics of acid leaching residue produced in low-temperature roasting-acid leaching pretreatment process of refractory gold concentrates

To provide a theoretical basis for a suitable process to extract gold from refractory gold concentrates, process mineralogy on the acid leaching residue of gold calcine was studied by chemical composition, X-ray diffraction, scanning electron microscopy-energy spectrum, and mineral dissociation analysis. The results showed that the acid leaching residue contained Au 68.22 g/t, Ag 92.71 g/t, Fe 0.44%, As 0.10%, and S 0.55%. Gold and silver minerals existed as native gold, argentite, and proustite. Quartz, the main gangue mineral, accounted for 78.33wt/%. The dissociation degree analysis showed that the proportions of monomer and exposed gold in acid leaching residue were 96.66wt%. The cyanidation results showed that the cyanide gold leaching rate of acid leaching residues was close to 100wt%. However, the maximum cyanide gold leaching rate of gold calcine was only 85.31wt%. This suggests that acid leaching can increase the gold dissolution rate in the cyanide process.     

不同能源物质对At.f菌浸出低品位铜尾矿的影响

以嗜酸氧化亚铁硫杆菌LD-1菌株(At.f LD-1)为研究对象,研究硫酸亚铁、硫代硫酸钠和黄铁矿3种能源物质对At.f LD-1菌株浸出低品位铜尾矿浸出体系及铜浸出效率的影响.研究结果表明:At.f LD-1菌株浸出铜尾矿初期加入适量的硫酸亚铁、硫代硫酸钠、黄铁矿均能提高铜的浸出效率,其中以硫代硫酸钠的效果最为显著;初始加入二价铁质量浓度为5 g/L时浸出效果较好,46d铜浸出率达35.00%,与不加硫酸亚铁的相比提高13.63%;硫代硫酸钠中S质量浓度为1 g/L时浸铜效果最好,46d铜的浸出率达到38.10%,与不加硫代硫酸钠的相比提高23.70%;加入黄铁矿对提高铜浸出率也能起到促进作用,浸出46d后铜浸出率达34.17%,与不加黄铁矿时相比提高11.00%.     

氰化金泥低温焙烧预处理冶炼工艺的研究

氰化金泥低温焙烧预处理冶炼工艺是在湿法冶金的基础上,采用低温硫酸焙烧预处理工艺,使铜、锌、银等生成可溶于水的硫酸盐,并根据金在氯化环境中电位变低的特性,实现贵贱金属的分离.该工艺不仅能生产出高品质的金、银锭(纯度99.9%以上),而且金、银的综合回收率高达99.95%以上,同时,铜、铅等有价金属也能得到综合回收.该工艺具有投资少、生产成本低、经济效益高等优点.     

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+...     

含金矿物的氰化浸取动力学

筛选了一种能强化金浸取反应速率的添加剂——间硝基苯磺酸钠(MS),并进行了浸取反应过程的动力学研究。讨论了MS和氰化钠浓度、温度、搅拌强度及矿物粒度等因素对浸取反应的影响。MS通过改变阴极反应体系强化了金的氰化浸取反应速率,且对浸取液中氰化物无破坏作用。采用收缩未反应芯模型较好地描述了金的浸取过程,金浸取的动力学过程受扩散控制。同时导出了宏观动力学方程。用黄铁矿焙渣在串联式池浸装置中进行工业化模拟试验的结果表明,含MS的浸取液,浸取金含量仅为0.94g/t的矿渣,具有较力满意的结果。