水口山铅锌矿4#金矿体矿石室内试验

对水口山铅锌矿4~#金矿体矿石进行了氰化物和硫脲室内浸出可行性研究,初步试验结果表明,可行性方案为氰化浸出工艺,并研究了氰化浸出工艺浸出剂浓度、氧化剂浓度、液固比等对浸出效果影响,金浸出率超过90％,获得了浸出的合适参数和工艺条件,可为下步现场试验提供参考依据。     

水口山铅锌矿4#金矿体矿石室内试验

对水口山铅锌矿4#金矿体矿石进行了氰化物和硫脲室内浸出可行性研究,初步试验结果表明,可行性方案为氰化浸出工艺,并研究了氰化浸出工艺浸出剂浓度、氧化剂浓度、液固比等对浸出效果影响,金浸出率超过90%,获得了浸出的合适参数和工艺条件,可为下步现场试验提供参考依据.     

预处理剂及其工业应用

本文通过预处理剂在东桐峪金矿的工业试产 (1 .5t/批 ) ,说明该预处理剂及其预处理工艺是一种适合于复杂浮选金精矿直接产金的简便方法 ,具有浸出指标高 ,工艺简单和成本低的特点 ,其生产管理的关键是控制预处理剂浓度及时间、磨矿细度和氰化钠浓度及氰化时间。图 2 ,表 4,参 2。     

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.     

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.     

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.     

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。     

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%.     

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.     

N235协同萃取碱性氰化浸金溶液中的金(Ⅰ)

由N235与路易斯碱三辛基氧膦(TOPO)组成协同萃取体系,对碱性氰化浸金贵液中金(Ⅰ)协同萃取和反萃进行了研究.研究了有机相中N235含量、水相平衡pH、相比等因素对金(Ⅰ)萃取率的影响,考察了反萃液中氢氧化钠液浓度对负载金有机相的反萃效果.结果表明,采用有机相为10% 10%协萃剂TOPO 80%煤油的协萃体系,对pH=9～10和初始金(Ⅰ)质量浓度ρo=10.87 mg/L碱性氰化浸金贵液进行萃取时,经一级萃取后,萃取率可高达98%左右;同时,采用0.05～0.1 mol/L的氢氧化钠溶液可对负载有机相进行反萃,反萃率达到91%以上.     

N235协同萃取碱性氰化浸金溶液中的金(I)

由N235与路易斯碱三辛基氧膦(TOPO)组成协同萃取体系,对碱性氰化浸金贵液中金(I)协同萃取和反萃进行了研究.研究了有机相中N235含量、水相平衡pH、相比等因素对金(I)萃取率的影响,考察了反萃液中氢氧化钠液浓度对负载金有机相的反萃效果.结果表明,采用有机相为10%+10%协萃剂TOPO+80%煤油的协萃体系,对pH=9~10和初始金(I)质量浓度ρO=10.87 mg/L碱性氰化浸金贵液进行萃取时,经一级萃取后,萃取率可高达98%左右;同时,采用0.05~0.1 mol/L的氢氧化钠溶液可对负载有机相进行反萃,反萃率达到91%以上.     

某金矿石中金浸出率的实验

目前,该矿采用全泥氰化炭浆法进行生产。由于金以超微粒金存在褐铁矿中,金的氰化浸出率较低。试验拟定了一个提高金氰化浸出率的工艺方法,在氰化浸出时,加入一种自行研制的高效助浸剂,可有效地提高金的氰化浸出率,使金的氰化浸出率达93.75%,比现行生产中工艺方法提高14%。该工艺方法操作简便,药剂成本低,设备投资小,见效快,具有较好的经济效益和社会效益,值得推广。     

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%.     

盐酸和氯酸钠浸出铜阳极泥中金的研究

以铜阳极泥为原料,采用盐酸和氯酸钠为浸出剂,根据同时平衡原理,对浸出过程进行了热力学分析,考察了浸出时间、液固比、氯酸钠浓度和盐酸浓度对金浸出率的影响。研究结果表明,总金浓度[Au]T的降低和总氯浓度[Cl-]T的增加均有利于金的浸出。随着总氯浓度的增加,体系中含金物种的主要存在形态发生Au~(3+)→AuCl_3(aq)→AuCl_4~-→AuCl_2~-的转变,理论最佳浸出剂组成为盐酸与氯酸钠摩尔浓度比为6∶1。在搅拌速度为400r/min、液固比为4∶1、浸出时间为3h、盐酸浓度为3.0mol/L、氯酸钠浓度为16g/L、反应温度为25℃的条件下,金的最大浸出率为98.89%。     

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.     

SCR废催化剂中钒和钨常温常压浸出新工艺

基于SEM-EDS，XPS，获得常温常压下SCR废催化剂二段式浸出新工艺，采用Box-Behnken试验设计(BBD)方法分段研究了各因素及其交互作用对钒和钨浸出影响，得到了最佳工艺参数，并分析了浸出机理.结果表明，采用二段式浸出工艺，各因素影响顺序为:第一阶段提钒，反应温度＞浸出时间＞浸出剂浓度;第二阶段提钨，反应温度＞浸出剂浓度＞浸出时间.第一段当NaOH浓度0.5mol·L^-1，60℃下反应10min时，钒浸出率为(61.40±0.24)%;第二段当NaOH浓度2.5mol·L^-1，90℃下反应50min时，钨浸出率为(55.73±0.22)%.废催化剂中钒以V₂O₃，VOSO₄和V₂O₅形式存在，与NaOH反应生成可溶性钒酸盐，少部分V₂O₃和V₂O₅在反应过程中生成VOSO₄后溶解.     

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.     

氨浸法从含砷石灰铁盐渣中回收锌的动力学研究

采用氨浸法回收含砷石灰铁盐渣中锌,研究了不同浸取剂、浸取剂的组成、总氨浓度、氨水与铵盐配比、液固比等工艺条件对锌浸出效果的影响,分析了锌的浸出动力学.结果表明:以氨水和碳酸铵组成的浸取体系为浸取剂,当总氨浓度为5 mol/L,氨-铵盐摩尔浓度比为2∶3,液固比为4∶1时,锌的浸出率为56.21%.由宏观模型得出锌的浸出在温度为288～323 K内遵循"未反应核缩减"模型,受内扩散控制,浸出动力学方程为:1-2α3-(1-α)2/3=232×exp(-32245/RT)t,浸出表观活化能为32.24 kJ/mol.     

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。