杏树坪难选冶金矿石焙烧浸出提金试验研究
难处理金矿的选别工艺试验研究
30.1
7.5
3.71
92.5
3.97
100.00
3.0 L/min 精矿
0.89
26.5
5.85
细度 65% 尾矿
99.11
3.83
94.15
- 200 目 原矿
100.00
4.03
100.00
固定条件：重力 60G。
此试验样品经尼尔森一次重选后，虽然精矿有一 定的富集作用，但其品位和回收率很低，究其原因，从 成本与指标综合考虑，不推荐尼尔森重选方案。
从选矿技术角度看，部分金呈微细粒存在且包裹 于硅酸盐、碳酸盐、氧化铁、硫化物和砷化物中，此种 矿物含金类型采用氰化浸出作业效果不佳。而且有价 元素银基本以硫化银的形式存在，故需进行多种选矿 工艺试验研究，探寻获得优良指标的最佳方案。 1.1 原矿多元素分析
表 1 原矿多元素分析结果
%
元 素 Au(g/t) Ag(g/t) Cu
闪锌矿
毒砂
黄钾铁矾 （砷）
铁氧化 物
硫化铅铁
锰铁氧 化物
0.14 0.55
6.1
10.96 0.31
5.05
铅砷氧 化物
0.26
Wt%
铁砷氧 锰铅氧 化物 化物
7.35
0.15
矿物名称 菱锰矿 菱铁矿 石英 碳酸盐 长石
ቤተ መጻሕፍቲ ባይዱ
石膏 硅灰石 磷灰石 白云母 合计
含 量 0.18
1.33 33.65 19.89 6.98
1.21
69.98
3/ 万
4.07
1.29
68.30
6/ 万
3.97
1.33
66.50
9/ 万
我矿难处理金精矿焙烧氰化浸出试验
我矿难处理金精矿各处理方案对比分析历年来我矿通过外委和自已多次对难选冶金精矿进行焙烧氰化实验，目的是为了探索我矿难处理金精矿焙烧法预处理技术的可行性。
下面就历次实验情况介绍如下。
一、北京有色冶金设计研究总院所做的小型试验试验原料为选矿富集得到的高硫金精矿，化学分析结果如下（此试验为1999年完成）：表1 主要化学组成（Au、Ag单位为g/t,其余为%）方案1 固硫、固砷焙烧氰化试验通过添加生石灰熟石灰添加剂，在焙烧过程中，使二氧化硫与砷固定，既保证金的浸出，又达到环保要求。
实验结果见表3 表3 固砷焙烧预处理及氰化试验固砷焙烧氰化的实验分析：通过加入固砷剂焙烧,砷的固定率约为95%,而金的浸出率在80~~85%之间。
由于精矿含砷、硫高，加入石灰量大，反应生成的砷酸钙造成的二次包裹，明显地降低了金的浸出率。
试验结果表明该方案不理想。
方案2 二段焙烧氰化试验：一段焙烧在低温、中性或弱还原性气氛下，使砷以三氧化二砷的形式挥发；二段在高温氧化性气氛下焙烧，使硫化物充分氧化。
保证金的浸出。
实验结果见表4表4 二段焙烧焙砂粒度与金浸出率的关系二段法焙烧氰化实验分析：随着焙砂粒度变细,金的浸出率逐渐提高。
一段的温度为500至550摄氏度，时间为60至90分钟，中性或弱氧化气氛下进行；二段的温度为700摄氏度，时间为120分钟，氧化气氛下进行。
金的浸出率大于92%。
其中砷的脱除率为80%左右，硫的脱除率可达96%，硫化物氧化比较彻底。
方案3 一段焙烧在一定温度下进行氧化焙烧，部分砷挥发，部分砷残留于焙砂中。
实验结果见表5表5 一段焙烧焙砂粒度与金浸出率的关系一段焙烧氰化实验焙浇温度为700摄氏度,时间为180分钟,金的浸出率约为95%,氧化渣含金5g/t左右。
其中砷的脱除率接近70%，硫的脱除率大于98%。
金的浸出率随焙砂的细度的增加有所提高。
对含砷硫化物难处理金矿，多倾向于两段焙烧，以利于砷的脱除，但这并不是绝对的。
金矿浮选-焙烧-浸出-置换试验研究方案
金矿浮选－焙烧－浸出－置换试验研究方案2009-3-11 11:57:09 中国选矿技术网浏览366 次收藏我来说两句黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限责任公司（简称乌拉嘎金矿）选矿厂处理能力为1450t/d，选矿工艺流程为浮选－金精矿氰化－锌粉置换。
随着矿区内东坑矿石供矿量的减少，西坑矿石出矿量的增大，入选矿石性质发生了很大变化，致使浮选回收率、金精矿浸出率逐渐降低。
对西坑矿石进行系统的选矿试验研究，目的是寻求适于该矿石性质的选矿工艺流程，合理利用矿产资源，提高金的总回收率及企业的经济效益。
一、矿石性质西坑矿石为石英黄铁矿型、碳酸盐黄铁矿型和玉髓质石英黄铁矿型。
矿石中有价元素为金，品位为2.86g/t。
主要金属矿物以白铁矿、黄铁矿为主；非金属矿物以石英、长石为主，含一定量的高岭土、云母等黏土矿物。
矿石中金属硫化物嵌布粒度较细，0.037mm以下占64.14%。
白铁矿与黄铁矿关系密切，是金的主要载体矿物。
原矿多元素分析结果见表1，金的粒度测量结果见表2。
*ω（Au），ω（Ag）/10－6金矿物的赋存状态以粒间金为主，占48.42%，裂隙金占1.82%，剩余为包裹金。
其中，脉石包裹金占29.51%，硫化物包裹金占20.25%。
硫化物包裹的金均为次显微金，机械磨矿无法使之解离或裸露。
脉石包裹金也不易完全单体解离。
二、选矿试验（一）浮选工艺流程对比试验验证现场生产工艺原矿浮选－金精矿氰化试验流程及条件见图1，浮选综合条件试验流程见图2，浮选工艺流程对比试验结果见表3。
图1 乌拉嘎金矿现场选矿工艺流程图2 乌拉嘎金矿西坑矿石浮选试验工艺流程磨矿细度－0.074mm占75%，对一次粗选、一次精选、二次扫选浮选生产工艺流程进行的验证试验，获得金精矿产率8.69%、金品位24.87g/t、金浮选回收率75.45%的技术指标，金精矿氰化浸出率71.09%，金的选矿总回收率仅为53.64%，其技术指标与生产指标基本相符。
采用一次粗选、二次精选、三次扫选浮选－中矿氰化工艺流程，金精矿的产率明显降低，品位大幅度提高，金的总回收率提高了4.93%。
难处理金矿焙烧氧化法提金
书山有路勤为径，学海无涯苦作舟
难处理金矿焙烧氧化法提金
此法是基于金矿中的黄铁矿、砷黄铁矿、磁黄铁矿、黄铜矿、有机碳等
载金矿物在高温条件下氧化焙烧，全部或部分除去砷、硫、锑、有机碳等有害杂质，使金颗粒暴露出来并形成多孔状焙砂，有利于随后氰化物浸金过程的进行。
氧化焙烧法发展至今，已在生产中应用了数十年。
进入20 世纪80 年代后，氧化焙烧的工艺和设备都得到进一步提高与改进，如采用了先进的流态化焙烧（沸腾焙烧）技术。
例如1986 年在西澳大利亚Lancefield 金矿建成400t/d 的流态化焙烧炉处理浮选金精矿。
按焙烧方式的不同，还可以将氧化焙烧法分类为：
一、传统氧化焙烧法
通常是在回转窑或平底式焙烧炉内进行空气焙烧。
根据原料中砷和硫含量的高低，可以采用一段或两段焙烧。
当原料中含砷和硫低时，用一段氧化焙烧，焙烧温度一般为650～750℃；原料中含砷和硫高时，采用两段氧化焙烧，第一段在较低温度下（450～550℃）弱氧化性或中性气氛中焙烧脱砷；第二段在较高温度下（650～750℃）强氧化气氛中焙烧脱硫和脱碳。
此法具有工艺成熟、操作简便、生产费用较低等优点，因此国内外比较普遍应用，但存在有毒烟气污染环境问题。
例如，我国湖南湘西黄金洞金矿是在工业上采用回转窑氧化焙烧法处理含砷硫化物金精矿进行脱砷和脱硫的。
二、富氧焙烧法
是在焙烧过程中通入氧气进行焙烧。
与空气焙烧法相比，富氧焙烧的优点是强化和缩短了焙烧过程；能为硫酸厂产出制酸用的高浓度SO2 烟气，并显著降低烟气量，从而减少了烟气对环境的污染；由于氧化较充分，产出的焙砂质量高，有利于金的浸出。
但富氧需要制氧机，设备与运转的费用较高。
-贵金属金的选矿、提取及浸出工艺的研究-
贵金属金的选矿、提取及浸出工艺的研究摘要:主要介绍了国内贵金属黄金选矿工艺(包括破碎、磨矿、重选、浮选等)的最新进展、强化氰化浸出(包括氧化剂、氨氰和加温加压、新型设备强化浸出等)和堆浸工艺、非氰化提取金、难处理矿石的预处理技术。
一、黄金现代选矿技术(破碎、磨矿、重选、浮选等)的最新进展黄金选冶技术的研究和发展方向主要包括:对成熟的技术工艺进行深入研究与改进,研究开发新工艺、新技术、新设备和新药剂等。
国内外黄金选冶行业在理论研究、工艺技术、新设备、新药剂的使用等方面近十几年来取得了令人瞩目的进展。
破碎磨矿费用约占选冶厂总成本的40%一60%。
因此,如何提高破磨效率,降低能耗,减少成本,是促进破碎磨矿技术向前发展的关键。
“多碎少磨”是粉碎工程领域普遍公认的节能降耗的重要途径,国内外黄金矿山破碎设备都朝着大破碎比、超细碎等方向发展,大多数选矿厂均降低了入磨粒度,不同程度地提高了球磨机的处理能力和磨矿效率。
西澳大利亚研制出的Wescone破碎机破碎比更大,能取替典型的两段磨矿回路中的第一段磨矿。
德国Krupp—polysius和KHD Humboldt公司研制的高压辊磨机,不仅破碎比高,所需功率比旋转磨机低,能达到更好的解离效果。
近几年,振动磨矿机(有效冲击能达到磨机容积的50—60%)。
、Krupp Polysius双向旋转球磨机(工作效率可达99.5%)、中心驱动智能节能磨机、立式磨机、塔式磨机旧1等相继研制成功,获得了很好的效果。
重选是砂金矿石的传统选矿方法,也是目前含有游离金、品位极低的物料进行粗选的唯一方法。
例如,赖切特多层圆锥选矿机和螺旋选矿机,前者已在南非和澳大利亚的一些选厂成功应用,最具代表性的是加拿大Lee Mar工业公司研制开发的尼尔森选矿机(Knelson),与其它设备相比,对几微米的粒级来说,能够获得更高的金回收率,生产能力为40t/h,寓集比可达1 000。
津巴布韦一矿山使用该设备后,氰化尾渣中可溶金的含量从o.25 g/t降至0.12 g/t。
陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究报告
陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究报告本文研究了陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法，分析了该方法的优缺点，并从工艺流程、操作技术、设备应用等方面对该方法进行了详细阐述。
一、工艺流程本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法主要由以下几个步骤组成：1. 氰化浸渣焙烧：将氰化浸渣送入焙炉中进行高温处理，使其得到充分焙烧，达到剥离金属的效果。
2. 氰化浸渣破碎：将焙烧后的氰化浸渣进行破碎，得到较小的颗粒状物料。
3. 搅拌：将破碎后的氰化浸渣与水一起搅拌，使其形成悬浮液。
4. 沉淀：将悬浮液静置一段时间，使其沉淀，得到含金泥浆。
5. 过滤：将含金泥浆进行过滤，去除杂质。
6. 洗涤：将过滤后的含金泥浆用水进行洗涤，使其去除残留杂质。
7. 烘干：将洗涤后的含金泥浆放入焙炉中进行烘干，得到金粉末。
二、操作技术1. 焙烧操作温度的选择：在本研究中，焙烧时采用了950℃的高温，能够使氰化浸渣得到充分焙烧，并且可以保证金属与其他杂质迅速分解。
2. 破碎操作：在氰化浸渣破碎时，应采用适当的粉碎机，能够将氰化浸渣破碎成较小的颗粒状物料。
3. 悬浮液搅拌操作：搅拌时间和强度应根据浸出效果进行调整。
4. 沉淀时间的选择：沉淀时间应根据泥浆中悬浮颗粒的大小、颗粒浓度等因素进行调整。
5. 过滤操作：过滤应选用细孔滤纸，过滤时应逐渐加压。
三、设备应用本研究采用了较新的设备，包括高温焙炉、永磁搅拌器、温度控制系统等。
这些设备的应用，不仅能够提高提金效率，而且能够保证产品质量。
四、优缺点分析本研究采用的焙烧氰化浸渣提金方法具有以下优点：1. 提金效率高：在保证产品质量的前提下，可以达到较高的提金效率。
2. 工艺流程简单：焙烧氰化浸渣提金方法的工艺流程相对简单，易于操作。
3. 环保性好：焙烧氰化浸渣提金方法的环保性好，能够减少对环境的影响。
但该方法也存在一些缺点，主要包括：1. 能源消耗大：焙烧氰化浸渣需要较高的温度，因此消耗的能源较大。
难处理金矿的浸出技术研究现状
难处理金矿的浸出技术研究现状难处理金矿的浸出技术研究现状近年来，随着世界经济的发展，我国的黄金储备已达1054吨。
目前我国黄金资源量有1.5～2万吨，保有黄金储量为4634吨，其中岩金2786吨，沙金593吨，伴生金1255吨，探明储量排名世界第7位。
但在这些已探明的金矿资源中，约有1000吨都属于难浸金矿，占到了总量的近1/4。
难浸金矿石是指矿石经细磨后仍有相当一部分金不能用常规氰化法有效浸出的金矿石。
这类金矿石中的金由于物理包裹或化合结合，故不能与氰化液接触，导致浸出率很低。
难浸金矿石分为三种类型:(1)非硫化物脉石包裹金,这类矿石中金粒太小,无法用磨矿解离,金粒很难接触氰化液;(2)金被包裹在黄铁矿和砷黄铁矿等硫化矿物中,细磨也不能使包裹金粒接触浸出液;(3)碳质金矿石,金浸出时,金氰络合和被矿石中的活性有机炭从溶液中“劫取”⑴。
1.难浸矿石的预处理大部分难浸矿石直接用氰化钠进行搅拌浸出时的浸出率都在10%～20%左右，浸出率低。
研究人员通过对原料进行预处理的方法使难浸金矿石的浸出率得到很大提高。
具体方法有氧化焙烧、热压氧化法、生物氧化法、硝酸催化氧化法等。
1.1焙烧焙烧可使硫化物分解、砷和锑以氧化态挥发、含碳物质失去活性、显微细粒状的金富集。
该工艺具有适应性较强、操作费用较低、综合回收效果好的优点。
缺点是容易造成过烧和欠烧，生成的SO2及As2O3会对环境造成污染。
生产中常用的焙烧方法有两段焙烧、固硫固砷焙烧和球团包衣焙烧。
两段焙烧工艺采用两个焙烧炉，第一段是低温焙烧，温度为450～500℃，主要用于除砷。
第二段是高温氧化，温度是600～650℃以除去硫；固硫固砷焙烧是加入固定剂使矿样中的砷形成硫酸盐和砷酸盐，该工艺既不放出有毒气体，又可使被包裹的金充分暴露。
采用的固定剂有氧化钙、氢氧化钙、碳酸钠、氢氧化钠、氧化镁、碳酸镁等；球团包衣焙烧是将砷硫精矿和粘结剂形成的球团表面覆盖一层由砷硫固定剂组成的包衣层，焙烧时产生的As2O3、SO2气体被固定剂形成的砷酸钙和硫酸钙包裹起来以防止向外扩散污染环境⑶。
难处理金矿石选冶技术研究报告
难处理金矿石选冶技术研究报告难处理金矿石选冶技术研究报告金属矿石是一种非常重要的资源，其中最重要的就是黄金矿石。
黄金矿石一直以来都是矿藏资源开采中的重要部分，而黄金矿石的选冶技术一直以来都是工程技术领域中的难题。
本文将针对难处理金矿石选冶技术的研究进行探讨，旨在提出改进方案，以期能够更有效地进行黄金矿石的开采和冶炼。
一、难处理金矿石选择的原因难处理金矿石是指黄金矿石的选冶技术所具有的一些难以处理的特点。
主要表现在它的低品位，难以富集，冶炼成本高等方面。
黄金矿石矿石中金的含量很低，难以与其他金矿石混合富集，导致炼制成本很高，难以实现效益。
二、难处理金矿石选冶技术的研究现状目前，针对难处理金矿石选冶技术的研究主要集中在两个方面：一是寻找更好的选矿方法，二是研究先进的冶炼技术。
1.选矿方法研究目前，选矿工艺已经突破了传统的重选、浮选和震选等方法，发展了更多的选矿方法。
其中，包括磁选法、重介质选矿和氧化法等方法。
这些方法优化了难处理金矿石的选矿过程，但由于其工艺步骤多，设备要求较高，技术难度大等原因，难以在实际生产中得到广泛应用。
2.冶炼技术研究针对黄金矿石冶炼难题，研究人员致力于开发出更高效、更环保的冶金技术。
其中，包括氰化法、硫化浸出法和熔化法等技术。
但这些技术亦存在其不足之处，例如采用氰化法容易导致环境污染，采用硫化浸出法时将产生有害废渣、硫酸气体和还原剂损失等问题，因此，其具体应用情况需要根据实际情况而定。
三、改进难处理金矿石选冶技术的路径要改进难处理金矿石选冶技术，首先需要解决其在选矿和冶炼上的难点。
针对这个目标，我们可以在以下几个方向上进行改进：1.选矿方向选用更先进、更环保的选矿工艺，例如重磁浮选方法。
2.冶炼方向开发更高效、更环保的冶炼技术，例如无氰化法。
3.资源利用方向加强资源利用和再处理环节，例如选择回收环节和较高价值的再利用渠道。
结论综上所述，难处理金矿石选冶技术一直都是矿藏资源开采中的难题，其解决之道还需要在选矿、冶炼和资源利用方向上进行改进。
环保浸金替代药剂金矿石浸出试验研究
世界有色金属 2023年 6月下138化学化工C hemical Engineering环保浸金替代药剂金矿石浸出试验研究金 锐，姜 毅，蔡 敏，刘婧晶，魏永刚（甘肃省地质矿产勘查开发局第三地质矿产勘查院，甘肃 兰州 ７３００５０）摘 要：随着国家绿色矿山建设步伐的加快，传统氰化浸金工艺已逐步被各黄金矿山弃用，工艺基本不变的条件下，主要替代药剂为非氰提金药剂，已有此类药剂成功应用于矿山生产的范例。
本文通过自主研发合成了新型环保浸金替代药剂ＳＫ－０１，采用“甘肃格萨尔金矿”、“甘肃早子沟金矿”、“甘肃石庙金矿”等矿山的矿石进行对比试验，获得较好的浸出指标。
表明该替代药剂的浸出效果与氰化物相当，且普适性较强。
关键词：氰化；替代药剂；浸出；适用性中图分类号：ＴＦ８３１ 文献标识码：Ａ 文章编号：１００２－５０６５（２０２３）１２－０１３８－３Experimental Study on the Leaching of Gold Ores as an Alternative Agent forEnvironmental Protection Gold LeachingJIN Rui, JIANG Yi, CAI Min, LIU Jing-jing, WEI Yong-gang（Ｔｈｅ Ｔｈｉｒｄ Ｇｅｏｌｏｇｉｃａｌ ａｎｄ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｅｘｐｌｏｒａｔｉｏｎ Ｉｎｓｔｉｔｕｔｅ ｏｆ Ｇａｎｓｕ Ｂｕｒｅａｕ ｏｆ Ｇｅｏｌｏｇｙ ａｎｄ Ｍｉｎｅｒａｌ Ｒｅｓｏｕｒｃｅｓ，Ｌａｎｚｈｏｕ ７３００５０，Ｃｈｉｎａ）Abstract: Ｗｉｔｈ ｔｈｅ ａｃｃｅｌｅｒａｔｉｏｎ ｏｆ ｔｈｅ ｎａｔｉｏｎａｌ ｇｒｅｅｎ ｍｉｎｅ ｃｏｎｓｔｒｕｃｔｉｏｎ ｐａｃｅ， ｔｈｅ ｔｒａｄｉｔｉｏｎａｌ ｃｙａｎｉｄｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｐｒｏｃｅｓｓ ｈａｓ ｇｒａｄｕａｌｌｙ ｂｅｅｎ ａｂａｎｄｏｎｅｄ ｂｙ ｖａｒｉｏｕｓ ｇｏｌｄ ｍｉｎｅｓ． Ｕｎｄｅｒ ｔｈｅ ｃｏｎｄｉｔｉｏｎ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｐｒｏｃｅｓｓ ｒｅｍａｉｎｓ ｂａｓｉｃａｌｌｙ ｕｎｃｈａｎｇｅｄ， ｔｈｅ ｍａｉｎ ｓｕｂｓｔｉｔｕｔｅ ａｇｅｎｔ ｉｓ ｎｏｎ ｃｙａｎｉｄｅ ｇｏｌｄ ｅｘｔｒａｃｔｉｏｎ ａｇｅｎｔ． Ｔｈｅｒｅ ｈａｖｅ ｂｅｅｎ ｓｕｃｃｅｓｓｆｕｌ ｅｘａｍｐｌｅｓ ｏｆ ｓｕｃｈ ａｇｅｎｔｓ ａｐｐｌｉｅｄ ｉｎ ｍｉｎｅ ｐｒｏｄｕｃｔｉｏｎ． Ｔｈｉｓ ａｒｔｉｃｌｅ ｓｙｎｔｈｅｓｉｚｅｄ ａ ｎｅｗ ｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌｌｙ ｆｒｉｅｎｄｌｙ ｇｏｌｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｓｕｂｓｔｉｔｕｔｅ ａｇｅｎｔ ＳＫ－０１ ｔｈｒｏｕｇｈ ｉｎｄｅｐｅｎｄｅｎｔ ｒｅｓｅａｒｃｈ ａｎｄ ｄｅｖｅｌｏｐｍｅｎｔ． Ｃｏｍｐａｒａｔｉｖｅ ｅｘｐｅｒｉｍｅｎｔｓ ｗｅｒｅ ｃｏｎｄｕｃｔｅｄ ｕｓｉｎｇ ｏｒｅｓ ｆｒｏｍ ｍｉｎｅｓ ｓｕｃｈ ａｓ ＂Ｇａｎｓｕ Ｇｅｓａｒ Ｇｏｌｄ Ｍｉｎｅ＂， ＂Ｇａｎｓｕ Ｚａｏｚｉｇｏｕ Ｇｏｌｄ Ｍｉｎｅ＂， ａｎｄ ＂Ｇａｎｓｕ Ｓｈｉｍｉａｏ Ｇｏｌｄ Ｍｉｎｅ＂ ｔｏ ｏｂｔａｉｎ ｇｏｏｄ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｉｎｄｉｃａｔｏｒｓ． Ｔｈｉｓ ｉｎｄｉｃａｔｅｓ ｔｈａｔ ｔｈｅ ｌｅａｃｈｉｎｇ ｅｆｆｅｃｔ ｏｆ ｔｈｉｓ ａｌｔｅｒｎａｔｉｖｅ ａｇｅｎｔ ｉｓ ｅｑｕｉｖａｌｅｎｔ ｔｏ ｃｙａｎｉｄｅ ａｎｄ ｈａｓ ｓｔｒｏｎｇ ｕｎｉｖｅｒｓａｌｉｔｙ．Keywords: ｃｙａｎｉｄｅ； Ａｌｔｅｒｎａｔｉｖｅ ａｇｅｎｔｓ； Ｌｅａｃｈｉｎｇ； Ａｐｐｌｉｃａｂｉｌｉｔｙ收稿日期：２０２３－０４课题项目：本文为甘肃省科技计划项目（重点研发计划２０２０年度）项目名称：环保浸金替代药剂研发项目，项目编号：２０ＹＦ３ＧＡ０１０。
新疆某难选金矿浮选-焙烧-氰化选矿工艺的试验研究
定 采用 二粗一 扫一 精 的浮选 工艺 流程 ， 验流程 见 图 试
１ 试验 结果 见表 ２ ， ：
表 ２ 全 浮 选 流 程 试 验 结 果
３ ２ 闭 路 流 程 试 验 ．
在 浮 选 工 艺 流 程 试 验 的 基 础 上 ， 行 了 闭 路 流 程 进
图 １ 浮 选 闭 路 工 艺 流 程 图
素分析 见表 １ 。
２ 矿 石 性 质
表 １ 原矿 多元 素分析 结果
％
３ 选 矿试 验 研 究
３ １ 浮 选 工 艺 流 程 试 验 ．
试验 ， 试验 工艺 流程 见图 ２ 稳 定 后试 验 结果见 表 ３ ， 。
原 矿 药 剂 用量 ： ／ ｇｔ
通 过对 该矿 物 的工 艺 矿物分 析 ， 在进行 了系统 的 条件试 验后 ， 了提 高金 的 回收 率 降低 尾 矿 品位 ， 为 确
解离 ， 且呈 低价 氧化物 挥发脱 除 ， 使包裹 金充分 表露 ， 便 于氰 化 浸取 ， 其焙烧 效果 的好坏 将直 接影 响精矿浸
出率 ， 表 ４ 见 。
试 验 室采 用 马 弗 炉 焙 烧 ， 一 段 焙 烧 温 度 ５ ０ 第 ５
℃ ， 烧 时间 ９ ｎ 第 二 段 焙 烧 温 度 ６ ０℃ ， 烧 焙 ０ｍｉ ， ５ 焙 时 间 ９ ｉ ， 烧指标 见表 ５ ０ｒ ｎ 焙 ａ 。
处 理 则 不 适 于 直 接 氰化 ． 确 定 采 用 浮 选 一 精 矿 焙 烧 ～ 氰化 浸 ｍ的 提 金 工 艺 ， 试 验研 究 表 明 ， 方 案 可 以 取 得 较 好 的 技 术 指 标 。 故 经 该
关键 词 选矿Ｔ艺
难选金矿
浮选
焙烧
氰化
难浸金矿提金扩大试验
难浸金矿提金扩大试验【摘要】：对黔西南州高砷、高硫难浸金矿进行焙烧固砷固硫预处理后，采用氧化剂强化氰金方法，进行了扩大试验研究。
结果表明：工艺流程简单，金浸出率能够达到85%以上。
黔西南州已探明可开采的金矿金储量为150t，但由于矿石高砷高硫，金的品位较低，大都在12g/t以下，金常以显微或亚显微颗粒存在于毒砂、硫化物和硅酸盐基体内的细粒浸染的包裹体中。
致使矿石直接细磨采取氰金的方法，金的浸出率一般都在60%以下，典型的难浸金矿石金的浸出率在20%左右。
采用直接浸金-方面造成有限的金资源被浪费，另一方面氰化物的耗量过高，影响企业社会经济效益。
为此，对贵州黔西南地区某矿山高砷高硫难浸金矿通过焙烧固砷固硫预处理后，再采用氧化剂强化氰金，并进行了扩大试验。
一、试验方法（一）试验原料试验原料为贵州黔西南州的某矿山难浸金矿，含Au 11.8g/t、Ag 2.13g/t，其他化学成分（%）：S 15.22、As 3.54、Fe 37.65、Cu 0.032、Pb 0.022、C 1.37、Ca0 2.88、Si02 36.87、A1203 3.45。
物相分析表明该金矿主要是硫化物（49.15%）和硅酸盐包裹（45.34%），游离金和碳酸盐包裹占极小部分。
（二）扩大试验工艺流程及设备1、工艺流程（图1）2、试验设备主要试验设备见表1。
序号名称规格数量1 鄂式破碎机25 t/d 1台2 焙烧炉炉床面积8m21台3 球磨机50t/d、50kW 1台4 中间槽10m31个5 浸出槽35m33个6 搅拌器P=7.5kW 4套，含减速器7 成套电器柜1套8 过滤机过滤面积60m22台9 贵液池20m33个10 贫液池20m32个11 吸附塔1m33个，串联使用二、试验理论分析（一）热力学分析氰化浸金在没有氧气存在条件下，氰化钠在水中的溶解度极其缓慢，所以在氰化浸金过程中需要氧化剂。
其反应见下式：4Au＋8NaCN＋O2＋2H2O→4NaAu（CN）2＋4NaOH （1）通过热力计算得该反应的反应常数为：logK=16.935n（Φ01＋0.54）式中Φ01为氧化剂电位。
复杂金精矿焙烧-氰化浸取金银的研究与生产实践
砷的含量 ， 高铜矿尽力提高 Ｓ的含量， 在生产实践中
也得 到了证 实 。
２ 结果 与讨论
收稿 日期 ￣０ ９—０ ２０ ９—１ ５
３ 焙烧 一 氰化浸取金银 的技术改进
作者简介 ： 王洪凯（ ９ ８ ）男 ， １６ 一 ， 本科学历 ， 工程师， 从事贵金属冶金工作 。
第 ３期
对 生产 调试 期 含铜不 同的酸 浸渣 进行 金银 浸 出 试 验 ， 验 结果 见表 ２， 试 可见 酸浸 渣含 铜达 到 ０ ５ｇ ｔ ． ／
除 影 响 ， 高 Ａ 、 ｇ的浸 出率 。 提 ｕＡ
生 产 中对 酸浸 渣 洗 涤 工 艺进 行 了改 造 ， 由二 段
以上时 ， 的 浸 出 率下 降 明 显 ， 化 钠 消 耗 成 倍 增 银 氰
表 １ 。
表 １ 生产投入原料成份表 （ ） ％
金精矿含砷（ ０ ２ ％） ． ８２ 金浸 出率（ ９ ． ％） 银浸出率（ ） ％ Ｏ６ ．
９ ３ ７．
金精矿含碳 （ ％） ０ ３ ０ ５ ０ ７ ０ ９ １１ １５ ２ ０ ． ． ． ． ． ． ．
１２ ．
本实验考察了金精矿中铜 、 碳和砷等元素对 硫、 氰化过程的影响 ， 并依据实验结果改进了实 际生产 时金精 矿焙烧 一氰化 浸取 工艺 ， 取得 了较好效 果 。
综合 表 ２一表 ５实验 数 据 ， 以得 出 ： 炉 物料 可 入
含硫越高 ， 硫酸化氛 围越好 ， 铜的浸出率越高， 金银 的浸出率也越高 。碳的含量不应超过 １ ， ｊ ％ 特别 是有机碳的含量 ， 含量越低铜的浸 出率越高 。有机
表 ２ 酸浸渣含铜对 金银浸 出率的影响
Ｕ 日 吾 Ｕ 某公 司 １０ ｔｄ全 泥 氰 化 工 艺 流 程 ， 化 尾 渣 ０ ／ 氰
难处理金矿提金的现状及发展趋势
难处理金矿提金的现状及发展趋势摘要：随着易处理矿石资源的减少，难处理金矿逐渐受到人们的重视，难处理金矿占我国已探明金矿储量的25%~30%。
然而，传统的分离方法无法经济地回收这些资源，因此精矿应进行预处理，然后采用常规氰化浸出回收。
关键词：难处理金矿；预处理；焙烧；生物氧化；氰化介绍了难处理金精矿氰化类和非氰化类处理方法的机理及国内外最新研究及应用现状，综合比较了各种方法的优缺点，并指出了研究的发展方向。
一、火法氧化法１.传统氧化焙烧。
主要用于含有机碳、黄铁矿等难处理金矿，通过焙烧使活性有机碳燃烧挥发，降低有机碳“劫金”能力；硫化物燃烧生成疏松多孔的焙砂，使浸染状或包裹状存在于硫化物的金粒得以裸露，增加金与浸出液接触的表面积。
该法经过多年的发展完善，工艺已趋近完美。
但是对于含砷、含锑难处理金矿传统焙烧无法解决。
2.两段焙烧。
将含砷金精矿在一段炉中低氧条件下焙烧，使砷生成Ａｓ２Ｏ３进入烟气，然后进入二段焙烧使金与硫化矿物剥离裸露，铁充分氧化，因此两段焙烧法可有效回收矿物中的砷，回收率达到９６％以上，并以Ａｓ２Ｏ３产品得以回收，经济效益好，无污染。
3.微波焙烧。
微波冶金开始于20世纪70年代，是利用频率300ＭＨｚ～300ＧＨｚ的微波对物料进行加热。
对含Ａｕ1.52×10－６、Ｃ5.95％、Ｓ1.56％、Ｆｅ1.89％的低品位难浸金矿进行微波预处理的结果表明，经700Ｗ的微波预处理后，金回收率达到95％以上，相当于580℃焙烧后常规氰化浸出26ｈ的回收率，硫基本被氧化，总碳降低60％以上。
但是微波焙烧对能量的利用率低，如需要将煤转化成电能，转化率一般仅有30％，电能转化为电磁波，再转化为热能，运行成本高。
4.循环流态化焙烧。
成功将循环流态化焙烧应用于低硫难处理金矿原矿的焙烧，日处理能力200ｔ，原矿含硫６％左右、金６～10ｇ／ｔ，添加粉煤６％左右，焙烧温度控制在700～750℃，金浸出率达到85.8％，而采用普通沸腾焙烧金浸出率小于７０％。
从含砷难浸金矿石中提取金银铜锌的工艺试验研究
从含砷难浸金矿石中提取金银铜锌的工艺试验研究
江国红;易聘泉
【期刊名称】《湿法冶金》
【年(卷),期】1997(000)001
【摘要】文章叙述了含砷难浸金矿石经加盐两段焙烧，焙砂氯化浸金，湿法分步浸出Ａｇ、Ｃｕ、Ｚｎ、Ａｓ、Ｐｂ等有价金属的试验研究结果，与全泥氯化浸金工艺相比，该法Ａｕ浸出率高，各有价金属回收率高，有一定的经济效益。
【总页数】1页(P6)
【作者】江国红;易聘泉
【作者单位】核工业华东地质局测试研究中心;核工业华东地质局测试研究中心【正文语种】中文
【中图分类】TF831
【相关文献】
1.含砷锑碳低品位难浸金矿石氰化浸出工艺试验研究 [J], 巫汉泉;张金矿
2.用LIX 622从含砷铜/锌混合精矿加压浸出液中萃取铜 [J], 王春;蒋开喜;王海北;刘大星;刘三平;张邦胜;王玉芳
3.从含砷金精矿中综合回收金银铜钴的工艺研究 [J], 薛光;薛元昕;李鹰
4.含砷难浸金矿石中金的提取研究 [J], 范斌
5.用LIX 622从含砷铜／锌混合精矿加压浸出液中萃取铜 [J], 王春;蒋开喜;王海北;刘大星;刘三平;张邦胜;王玉芳
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高砷低品位金矿提金实验研究
高砷低品位金矿提金实验研究
随着世界黄金需求的不断增加,黄金生产技术的发展,高品位易选冶的金矿资源越来越少,从而低品位难处理金矿成为目前开采的主要对象。
针对四川某典型的高砷难处理金矿资源,通过对矿物的成分及物相分析,得出该金矿中的金主要以显微金和包裹金为主,砷含量高等特点,得出该金矿为难选冶处理矿,传统的选冶工艺金回收率很低。
因此,必须通过化学选矿,预氧化处理,使金富集然后再浸金。
该矿物金的品味为2.29g/t,处理的难点主要是显微金,砷含量过高,影响金的提取,因此在提
金和除砷两方面做了重点的研究探索,最终确定了固化焙烧-助浸剂氰化的方案。
该实验采用了氧化钙为固剂焙烧的预处理和以过氧化钙为助浸剂的氰化工艺,氧化钙可以有效的使矿物中的砷、硫等保留在焙砂中；加过氧化钙可以提高氰化反应速率,提高氰化浸出率。
在选冶工艺确定后,对实验条件进行了研究,通过对磨矿细度、焙烧时间、焙烧温度和固剂用量等焙烧条件试验；对浸出剂用量、浸出时间、液固比和助浸剂用量等浸出条件实验；浸出液活性炭吸附条件实验,最终确定较为适宜的工艺参数。
焙烧-浸出的最佳工艺条件为磨矿细度为-200目90%,焙烧时间为4小时,焙烧固砷固硫剂为氧化钙,其用量为10kg/t,焙烧温度为500℃；浸出时间为24小时,氰化物用量为2kg/t,助浸剂为CaO2,其用量为1.5kg/t,矿浆液固比为1.5：1；活性炭吸附时间为10小时,活性炭用量为4kg/m3,在该条件下,马脑壳金矿的浸金率可以达到83.75%,金的总回收率为78.75%,达到实验要求。
实验及综合分析表明,本文提出的加固剂氧化钙焙烧-加助浸剂过氧化钙氰化提金工艺在进一步扩大实验后,可以指导工业生产。
基于循环流态化焙烧技术的复杂难处理金矿浸出工艺工程设计
基于循环流态化焙烧技术的复杂难处理金矿浸出工艺工程设计概述复杂难处理金矿的浸出工艺是金矿处理过程中的关键环节之一，影响着金矿的回收率和浸取效率。
难处理金矿的特点是含有低品位的金属矿石和复杂的矿石成分，传统的浸出工艺不能满足其处理需求。
基于循环流态化焙烧技术的工程设计为复杂难处理金矿的浸出提供了一种有效的解决方案。
1. 引言难处理金矿是指金属品位较低，矿石成分复杂，存在砷、硫等有害元素以及粒度细小等特点的金矿。
传统的浸出工艺在处理此类金矿时往往面临着金属回收率低、操作成本高等问题。
为了克服这些问题，基于循环流态化焙烧技术的浸出工艺应运而生。
2. 循环流态化焙烧技术的原理与特点循环流态化焙烧技术是指将矿石颗粒在高温环境下进行氧化反应，并通过氧化反应的产物进行循环利用，以提高金矿的浸出效率。
该技术的主要特点包括：(1) 可以利用低品位矿石：循环流态化焙烧技术能够有效处理低品位矿石，提高金属回收率；(2) 能够处理难处理金矿：该技术在处理复杂难处理金矿时表现出色，能够去除金矿中的有害元素，并提高粒度细小金矿的浸出效果；(3) 操作简便，可控性好：循环流态化焙烧技术的工艺流程相对简单，易于操作，并且工艺参数可调控范围广，便于进一步优化工艺参数，提高浸出效率。
3. 循环流态化焙烧技术在金矿浸出工艺中的应用(1) 前处理：在循环流态化焙烧技术的工程设计中，首先需要进行前处理操作以提高矿石的浸出效率。
常见的前处理方法包括矿石的粉碎和浸出前的酸洗等操作。
这些操作能够降低矿石中的有害元素含量，使得后续的循环流态化焙烧工艺更加有效。
(2) 循环流态化焙烧：循环流态化焙烧是整个工艺中的关键步骤，其使用高温进行氧化反应，从而使金属矿石中的有害元素发生转化。
在焙烧过程中，需要控制温度、气体流速等参数，以实现最佳的焙烧效果。
(3) 循环废气处理：循环流态化焙烧技术会产生大量的废气，其中含有一定量的二氧化硫等有害气体。
在工程设计中，需要针对这些废气进行处理，以减少对环境的影响。
某难处理金矿的浸金实验研究
1
1 1
实验研究
矿石性质 矿石中的金以显微金为主 , 不易单体解离 , 75 21% 为
包裹金。金属矿物主要是 毒砂、 黄铁 矿 , 其次 是雄 黄、雌 黄、辉锑矿、褐铁矿、方铅矿以 及其 他微 量元 素 , 非 金属 矿物主要为石英 , 其次 是方解 石、铁白 云石、少 量的 高岭 石和斜长石等 , 矿石的化学成分见表 1 。 表 1 原矿多元素 分析 ( % )
成分 SiO 2 A l2 O 3 S 含量 48 25 8 93 0 71 Au CaO Sb 2 29 18 17 0 12 TC 4 56 As 0 81
1 2
试验方法 研究选用不同焙烧 温度及 时间、助 剂用 量 , 不同 浸出
剂和活化剂用量、时间以及 不同磨 矿细度 分别进 行加 助剂 焙烧 - 加活化剂氰化的工艺实验。
[ 5] [ 6]
出率也大幅提高。 参考文献 :
[ 1] [ 2] [ 3] [ 4] 张秀华 难选冶金矿石预 处理工艺 现状 [ J] # 湿法冶 金∃ , 1998 ( 3) : 16 陈聪 , 姚香 难处理金矿 石预处理 方法简述 [ J] # 黄金 科 学技术∃ , 2004 ( 4) : 27~ 30 周一康 难处理金矿石预处理方法研究进展及对策建议 [ J ] # 有色金属∃ ( 冶炼部分) , 1999 ( 6) : 33 江国红 , 欧阳伦熬 , 张艳敏 含砷硫高 碳卡淋型 金矿石焙 烧 - 氰化浸 金 工艺 试 验研 究 [ J] # 湿 法 冶金 ∃ , 2003 ( 3 ) : 129~ 132 魏莉 , 贾微 难浸 金矿 石预 处理 新工 艺 微波 焙烧 [ J ] # 黄金∃ , 2003 ( 12) : 29~ 31 郑存江 含砷 难浸 金矿 的 研究 及 应用 [ J ] # 陕 西 地质 ∃ , 2003 ( 1) : 88~ 97
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第24卷第1期(总第93期)2005年3月湿法冶金H ydro metallurg y of China Vo l.24No.1(Sum.93)M ar.2005杏树坪难选冶金矿石焙烧-浸出提金试验研究戴元宁(云南化工冶金研究所,云南昆明610000)摘要:采用氧化焙烧-硫酸+次氯酸钙浸出工艺可从西北杏树坪地区的难选冶金矿石中回收金。
试验考察了矿样粒度、焙烧温度、焙烧时间、搅拌间隔时间对矿石焙烧转化的影响,也考察了硫酸质量分数、用量,次氯酸钙用量及温度对金浸出率的影响。
结果表明,矿样磨细至300目,在650e 下焙烧2h 后,用18%的硫酸,按m (焙砂)B m (硫酸)=1B 3.5,m (焙砂)B m (次氯酸钙)=100B 3配比,在60e 下浸出,金浸出率可达98%。
工艺中废水可循环使用,浸出渣可用于制取白水泥。
关键词:难选冶金矿石;氧化焙烧;浸出;硫酸;金中图分类号:T F 803.2;T F831文献标识码:A 文章编号:1009-2617(2005)01-0012-05收稿日期:2003-03-15作者简介:戴元宁(1957-),男,云南昆明人,大学本科,高级工程师,主要从事有色金属的冶金理论研究工作。
西北杏树坪地区蕴藏着储量极为丰富的金矿,但由于矿石结构复杂,金细微分散,矿石长期未得到有效开发利用。
该矿石为硫化物石英碎屑岩型,金与褐铁矿、石英脉石等氧化性矿物密切相关,浮选效果不佳;金也与黄铁矿、毒砂等硫化矿物结合密切,且被大量包裹,重选富集效果也不理想;另外,矿石中金呈细微嵌布,且有为数不少的砷和碳的干扰,氰化法、混汞法等传统方法的金回收率极低;矿石中二氧化硅质量分数达80%以上,火法和湿法处理都有一定困难,所以该金矿的开发利用一直是待解难题。
本试验通过焙烧改变矿石中包裹金的矿物的结构,使金释放出来,并用硫酸+次氯酸钙浸出,使金转入溶液,然后用硫酸亚铁沉析富集金,获得了较为满意的结果。
1矿样性质矿样的化学元素分析结果见表1,主要金属矿物物相分析结果见表2,金的粒级及嵌布状态见表3。
表1矿样化学分析结果元素w B /%Au 7.20@10-4Ag 3.14@10-4Cu 0.03Pb 0.04Zn 0.02S 1.33As 1.62V 0.018C 0.882Fe 8.03Na 0.26M gO 0.87T i 0.13M n 0.04Sb 0.05Bi 0.01Cr 0.06Ni 0.01S iO 278.77Al 2O 3 2.38K 2O 1.09CaO0.37第23卷第4期戴元宁:杏树坪难选冶金矿石焙烧-浸出提金试验研究表2矿样中主要物相分析结果物相w B/%相对w B/%铁物相磁铁矿0.16 1.99菱铁矿 1.011 2.58褐铁矿 5.3366.38黄铁矿 1.4518.06硅酸铁0.080.99总铁8.03100.00砷物相氧化砷0.4023.81毒砂0.7745.83臭葱石0.5130.36总砷 1.68100.00碳物相无机碳0.3337.08有机碳0.3842.70游离碳0.1820.22总碳0.89100.00主要金属矿物褐铁矿45.17毒砂21.18黄铁矿14.19黄钾铁钒 6.61磁铁矿 3.22臭葱石9.63合计100.00表3金的粒级、嵌布状态及分布%状态w B/%粒级0.053~0.037mm 3.86 0.037~0.01mm8.47<0.01mm87.87粒间金自然状态32.41褐铁矿中8.44裂隙金脉石中 4.10包裹金脉石中18.64褐铁矿中 5.81黄铁矿、毒砂中30.602从矿石中提取金的工艺流程矿石中,金一部分以细微粒或亚显微状态分散包裹于硫化矿物黄铁矿和毒砂中(此部分占金总量的30%多),一部分分散、嵌布或包裹于氧化性矿物褐铁矿及脉石中(此部分占金总量的近40%),因而不能以一般的浮选或重选法富集。
而该矿石中含砷、含碳,采用常规的氰化法、混汞法也不能得到理想的效果。
从该矿石中提取金,须先将包裹的、嵌布的金/剥离0开来,用具有充分活性的浸出剂进行浸出,将金转入溶液,然后再从溶液中回收金[1-2]。
首先对矿石进行氧化焙烧,将黄铁矿和毒砂完全转化为赤铁矿,改变铁化合物的结构,使金活化,然后选择适当的试剂及条件浸出金。
试验工艺流程见图1。
图1从杏树坪难选冶金矿石中提取金的工艺流程3试验结果与讨论3.1试验方法将研磨至所需粒度的矿样装入敞口瓷蒸发皿中,放入箱式马佛炉中,在所需温度下进行焙烧,并按一定的时间间隔进行搅拌。
焙烧并冷却后,矿样放入1000mL三口圆底烧瓶中,用所需浓度的硫酸、所需用量的漂白粉,进行浸出。
硫酸为市售工业硫酸(云南冶炼厂产品, 98%),漂白粉(次氯酸钙)为市售工业漂白粉(云南嵩明化工厂产品)。
3.2工艺条件3.2.1焙烧条件的选择用正交试验法对影响焙烧转化的各工艺条件,即矿样粒度、焙烧温度与时间、搅拌情况进行最佳选择。
选用L9(3)正交试验,结果见表4,5。
#13#湿法冶金2004年12月表4焙烧转化正交试验结果试验编号A矿样粒度/目B焙烧温度/eC焙烧时间/hD搅拌时间间隔/min金浸出率/%1280600 1.52095.1 2280650 2.015 4.6 3280700 2.51096.5 4300600 2.01096.4 5300650 2.52095.8 6300700 1.51596.7 7320600 2.51595.3 8320650 1.51094.4 9320700 2.02096.5表5试验结果极差分析极差A金浸出率/%B金浸出率/%C金浸出率/%D金浸出率/%K195.794.695.595.8 K296.196.796.395.3 K395.796.295.796.3 R0.4 2.10.8 1.0极差分析结果表明,4因素对焙烧的影响次序从强到弱为BDCA,即焙烧温度对金浸出率影响最大,搅拌时间的影响次之,在选定的矿物粒度范围内,粒度的影响最小。
焙烧温度对金浸出率的影响见图2。
图2焙烧温度对金浸出率的影响焙烧最佳工艺条件为A2B2C2D3,即矿样粒度为300目,焙烧温度为650e,焙烧时间为2h,10min搅拌一次。
从图2看出,最佳焙烧温度为600~650e。
温度低于450e时,金浸出率很低,因As等低熔点的物质转化脱除率低;温度达到490e后,金浸出率明显增加,这是因为黄铁矿和毒砂直接转变为磁黄铁矿型氧化铁,使As脱除;但温度到530e时,金浸出率反而有所降低,这是由于此时产生了铁砷化合物、砷酸盐和磁黄铁矿。
新生的砷酸铁重新包裹金并堵塞焙砂中的孔;当温度达到600e时,金浸出率又开始上升,温度在600~680e范围时,金浸出率均较高,这是由于此时黄铁矿和毒砂已完全转化成赤铁矿,硫彻底脱除;而当温度高于700e后,生成的赤铁矿可能再结晶,使小颗粒物料烧结或磁黄铁矿与氧化铁共熔,又重新包裹金,进而影响到金的浸出率。
3.2.2浸出工艺条件的选择与确定用正交试验法对影响浸出的各工艺条件,即硫酸浓度、硫酸用量、漂白粉用量、反应温度诸因素进行最佳选择试验。
选用L9(3)正交试验表,试验结果见表6,7。
# 14 #第23卷第4期戴元宁:杏树坪难选冶金矿石焙烧-浸出提金试验研究表6浸出工艺条件正交试验结果试验编号Aw(硫酸)/%Bm(焙砂)B m(硫酸)Cm(焙砂)B m(漂白粉)D反应温度/e金浸出率/%1181B4.0100B14096.9 2181B3.5100B25096.8 3181B3.0100B36098.4 4201B4.0100B26096.6 5201B3.5100B34095.8 6201B3.0100B15094.9 7221B4.0100B35098.2 8221B3.5100B16095.3 9221B3.0100B24094.8表7极差分析结果%极差A B C DK197.497.295.795.8K295.896.096.196.6K396.196.097.596.8R 1.6 1.2 1.8 1.0极差分析结果表明,对金浸出率影响由强到弱的次序为CABD,即漂白粉用量的影响最大,硫酸浓度和用量的影响次之,反应温度的影响最小。
最佳工艺条件为A1B2C3D3,即硫酸质量分数为18%,硫酸与焙砂的质量比为1B4,漂白粉与焙砂的质量比为3B100,反应温度为60e。
图3为漂白粉用量与浸出率的关系曲线。
图3漂白粉用量与浸出率的关系从图3看出,漂白粉与焙砂的最佳配比为(2.5~3.5)B100,当配比低于2B100时,金浸出率明显降低,这是因为一方面没有足够的活性氧[O]从Ca(ClO)2#H2O中释放出来,也没有足够的氯(Cl-)与金反应,使金充分生成A uCl3而溶出;而当漂白粉与焙砂的配比大于4B100时,由于大量漂白粉的加入,矿物中的铁进入液相后被氧化成Fe3+,与Cl-结合成FeCl3胶状结晶物,一方面夺取了大量的Cl-(铁的氧化活性比金好),另一方面大量的FeCl3胶状结晶物裹夹相当部分的AuCl3,因而使金的浸出率下降。
4试验结果与讨论用上述选定的条件,对2种矿样进行试验,结果见表8。
可以看出,矿石先经焙烧转化,然后用硫酸+次氯酸钙浸出,金的浸出率可达98%。
浸出液中的AuCl3可用硫酸亚铁转换沉析回收海绵金。
沉析后的溶液中含有砷、铁及少量的酸,将其循环使用可减少10%~20%的硫酸。
当循环到其中的砷和铁积累到一定量时,用石灰-铁盐法中和沉砷、铁,中和后液可继续循环使用。
浸出渣主要成分为SiO2,其质量分数在93%以上,可用于制白水泥。
#15#湿法冶金 2004年12月表82种矿石主要元素分析结果及金浸出率矿样w (Au)/(g #L-1)w (As)/%w (Fe)/%w (C)/%w (SiO 2)/%w (S)/%金浸出率/%矿样1原矿9.53 1.27 5.430.3481.38 1.49原矿直接浸出渣 4.810.0150.500.5592.750.01949.5焙砂浸出渣<0.20.0250.680.08394.430.03297.8矿样2原矿11.1 1.22 5.00-84.09-原矿直接浸出渣 3.60.0120.40-93.04-67.57焙砂浸出渣<0.20.0140.90-93.06-98.005 结论对陕西文县杏树坪复杂难选金矿采用焙烧转化、硫酸+次氯酸钙浸出,金浸出较完全,试验确定的工艺流程可行,设备简单,条件易于控制。
试验充分考虑了环境保护及综合利用等因素,废水直接循环或处理后再循环,呈闭路状态,无外排;浸出渣为二氧化硅质量分数大于93%的物质,而且粒度为300目,是制取水泥的极好原料。