金矿池浸氰化流程视频(含金硫精矿搅拌氰化工艺流程图) 金精矿氰化法方案:& nbsp；& nbsp处理含硫化物浸金的微细粒难处理金精矿时，建议采用湿法冶金或火法冶金，以及湿法冶金和火法冶金相结合的工艺。 & nbsp& nbsp& nbsp本文叙述了按以下组合工艺处理不同含碳金银砷精矿(浮选精矿和重选精矿)的对比结果:氧化焙烧—焙烧砂浸出；浸出渣热氧化浸出-吸附氰化；浸出渣的细菌浸出-吸附氰化 同时，还研究了精矿处理方法对吸附活性的影响。 & nbsp& nbsp& nbsp采用重选-浮选工艺分离微细粒嵌布型金银硫化矿，获得研究用精矿。 在分离过程中，75.9%的金富集在重力精矿中，而75.5%的金进入浮选精矿中。 & nbsp精矿的化学成分:& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp& nbsp% & nbsp浮选精矿重选精矿:(93%-0.044毫米)(55%-0.074毫米)SiO 2 23.22 . 22 al2o 37.280 . 3 fe2o 327.357 . 3 TiO 20.80 . 4 mo 0.40 . 3 Cao 0.840.84 Mn 0.030.47 Cu 0.110.05 Zn 0.58 0.2 ph 0.84.4 as 7.519.6 FeS 22& nbsp& nbsp& nbsp由于浮选精矿中含有活性炭，直接氰化回收贵金属比较困难。金回收率只能达到12.9%，银回收率12.8%。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp当含0.47%有机碳的重选精矿用直接氰化法处理时，可获得较高的金属回收率:金48.1%，银80%。 根据磨矿细度为93%-0.044mm的重选精矿和浮选精矿的物相分析，用氰化法(加入10% AM-2B阴离子交换树脂)从上述精矿中可回收的贵金属分别为金54.3%和40.9%，银84.1%和63.2%。 & nbsp& nbsp& nbsp浮选精矿经过三段氰化，每一段都必须更换氰化物溶液和树脂。 在金回收率(41%)不变的情况下，银的回收率可从63.2%提高到86.1%。 已证实不能用氰化法回收的金主要与黄铁矿和毒砂共生，仅有少量(2-3%)金以嵌布颗粒形式存在于应时中。 精矿中的银主要由简单硫化物(spirite)和磺酸盐(硫化锑银矿和黄铜矿)组成，其中重选精矿主要含有spirite，浮选精矿主要含有磺酸盐。 这就是吸附氰化过程中银回收率低的原因。 上述情况表明，必须采用其他非常规方法来处理这类精矿。 & nbsp& nbsp& nbsp这种精矿可以在马弗炉中进行一段、两段、三段焙烧。 烘烤温度为500-550 & ordm；c，600-650 & ordm；和850 & ordmC 每次烘焙时间为2小时。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp在热氧化浸出实验中，使用vishnevskiy开发的机械搅拌钛热氧化浸出装置，其体积为1升。 每个实验中的氧分压是1 MPa。 矿浆与固体的比例保持在4∶1。 精矿磨矿细度93%-95%-0.044mm，温度160 & ordm和180 & ordmc，氧化时间为1.5和3小时。 & nbsp& nbsp& nbsp细菌浸出实验采用氧化亚铁硫杆菌。 实验在静态条件下在分液漏斗中进行。 浆液与固体的比例为10 ∶ 1，对浆液进行曝气和搅拌。 将恒温箱中的泥浆温度保持在30-30-33 & ordm；c，浸出时间为100小时 & nbsp& nbsp& nbsp原精矿及其处理产物氰化的各种参数为:氰化钠浓度为0.1%，氧化钙浓度为0.01-0.02%，液固比为3 ∶ 1。 CN AM-2B树脂的上样量为样品重量的10%，时间为24小时。 精矿细度为93%-95%-0.044毫米 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp从表1可以看出，在碳质物料完全燃尽的情况下，重选精矿经过两段焙烧后可以直接焙烧氰化，可以保证较高的金属回收率:金91.4%-95.5%，银69.3%-79.0%。 然而，浮选精矿焙烧砂的回收率较低，金的回收率为79.1%，银的回收率为19%-24%。 & nbsp& nbsp& nbsp这可能是由于浮选精矿焙烧过程中形成了难以氰化的贵金属化合物(如微金和易熔磺酸银熔于氧化铁中)。 & nbsp& nbsp& nbsp在特定的条件下(盐酸浓度为18%，液固比为4 ∶ 1，温度为80 & ordm浮选精矿用盐酸预处理后氰化，可提高贵金属回收率。 这证明上述推测是正确的。 & nbsp& nbsp& nbsp试验还发现，在浮选精矿焙烧过程中，从盐酸预处理的焙砂中氰化回收金银所需的最佳参数不一致。 如两段焙烧后氰化焙砂，金、银回收率分别只有81.3%和85%。 & nbsp& nbsp& nbsp& nbsp但由于用盐酸处理培养砂的耗酸量太大，部分金银会从焙砂中进入溶液，所以需要增加一个从溶液中回收贵金属的工艺。 因此，从经济角度来看，在工业生产条件下用盐酸处理的方法是非常不一致的。 & nbsp& nbsp& nbsp采用压热浸出工艺从精矿中回收贵金属，回收率高于焙烧工艺。 & nbsp& nbsp& nbsp在这种情况下，浮选精矿比重选精矿更难处理。 在最佳条件下(温度180 & ordm重精矿和浮选精矿压煮浸出渣直接吸附氰化时，金的回收率分别为99.5%和90%。 & nbsp& nbsp& nbsp重选精矿压煮浸出渣中银的回收率与金的回收率相同，均为99.5%，所以浮选精矿压煮浸出渣银的回收率仅为88%。 因此，必须用石灰乳对浮选精矿蒸压浸出渣进行预处理，以去除蒸压氧化过程中产生的元素硫。 & nbsp& nbsp& nbsp细菌浸出法仅用于测试浮选精矿。 实验结果表明，与焙烧法和热氧化浸出法相比，细菌浸出法对浮选精矿的组成不太敏感。 因此，细菌浸出渣直接吸附氰化，金银回收率高。 在这种情况下，贵金属回收率(金88.3%，银88.4%)与压煮浸出-石灰处理-浸出渣吸附氰化处理的浮选精矿大致相同。 & nbsp& nbsp& nbsp硫、砷、碳质物组成与精矿处理方法关系的研究结果表明，浮选精矿和重选精矿经过两段焙烧后，有机碳可以完全脱除，硫的氧化率分别为96%和98.7%，而进入气相的砷分别为93.04和99.25。 非焙烧工艺分解含金硫化物时，精矿中的碳质物质无法除去，于是砷就留在固体渣中:75%-88%以氧化物状态存在，0.8%-0.94%以硫化物状态存在。 89%-97%的硫转移到溶液中。 & nbsp& nbsp& nbsp根据有树脂和无树脂氰化的对比结果，评价了原始浮选精矿及其处理产物中含碳物质的吸附特性。 为了减少液相中离子组成对氰化效果的影响，矿浆的液固比必须保持在50∶1。 & nbsp& nbsp& nbsp实验结果(表2)表明含碳材料在细菌浸提和热氧化浸提溶液中的吸附特性已经降低。 但是，当固体渣进行吸附氰化时，树脂的负载量不得少于5%(见图示)。 这是因为碳质材料具有高动力学特性，就像天然吸附剂以颗粒分散状态存在于精矿中一样。 & nbsp2 & nbsp浮选精矿中含碳物质吸附特性的变化硫化物分解方法精矿中有机碳含量的百分比氰化过程中处理产物的金回收率的百分比被产物吸附的金氰化络合物的抑制程度的百分比树脂分解前和分解后的百分比溶解的金含量的百分比相对于原始精矿的百分比11.5-精矿60.7042 . 5029.810000在160℃，3小时11.59.6不溶渣85.000066666 免责声明：本网部分内容来自互联网媒体、机构或其他网站的信息转载以及网友自行发布，并不意味着赞同其观点或证实其内容的真实性。本网所有信息仅供参考，不做交易和服务的根据。本网内容如有侵权或其它问题请及时告之，本网将及时修改或删除。凡以任何方式登录本网站或直接、间接使用本网站资料者，视为自愿接受本网站声明的约束。
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