CN1088992A - 从含碳矿物中回收金及其它贵金属的方法 - Google Patents

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Abstract

自含碳矿中回收贵金属的方法，包括用浸滤剂溶 液浸矿，然后将溶液中的贵金属-浸滤剂配合物前吸 留富集在该矿物的天然含碳成分上以用于随后回 收。可通过向矿物浸滤剂混合物中加入循环使用的 含碳物质或细粉碎碳来提高矿物中天然含碳成分的 前吸留能力。此外，该矿物的含碳成分与脉石分离之 后，可以热态CIL法处理该脉石物料以进一步提高 贵金属的回收率。

Description

本发明涉及从含碳矿物中回收贵金属。本发明特别涉及对这些矿物的改进的浸取技术。
金是地球上最为稀少的一种金属。金矿可分为两种类型：易选矿和难处理矿。易选矿为可采用简单的重力法或直接氰化法处理的矿物。另一方面，难处理矿则难于加工处理。难处理矿资源可以由矿石、浮选精矿、选矿尾矿、及其它矿藏组成。过去，要求对难处理矿进行预氰化处理以放出金。难处理金矿难于加工处理是因其矿物学结构所致。
大量难处理矿的矿物组成带有含在硫化铁颗粒中的贵金属（诸如金）。硫化铁颗粒主要由黄铁矿和砷黄铁矿组成。若金甚至在这些矿物细磨之后仍夹带在其中，则需将该硫化物氧化以释放出内封的贵金属并使之适合于浸出剂（或浸滤剂）的作用。
含碳金矿代表了一种独特类型的难处理矿。不仅有时发现有金内含在这些矿石的硫化矿内，这些矿石还含有影响氰化法回收的含碳物质。因而，含碳矿石中的金可与硫化物矿、含碳物质，和/或含硅矿物共生。将P.Afenya，Treatment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores，Minerals，Engineering，Vol.4，Nos  7-11，pp  1043-55，1991引入本文参考。金在这些组矿物中的分布可彼此有很大差别。
研究人员证实，这些矿物中的含碳物质含（1）能够从溶液中吸附金氯化物配合物及金-氰化物配合物的活性炭成分，（2）通常与该活性炭成分相伴生的高分子量的烃的混合物;及（3）类似于腐植酸而具有能与金配合物相互作用而形成有机金化合物的官能团的有机酸。将P.Afenya，Treatment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores，Minerals  En-gineering，Vol.4，pp.1043-1055，1991;W.Guay，The  Treatment  of  Refractory  Gold  Ores  Containing  Carbonaceous  Material  and  Sulfides，Society  of  Mining  Engineers  of  AIME，81-34，pp.1-4，1981引入本文参考。
因而，含碳物质可直接或间接地干扰浸滤。直接干扰浸滤或是因为在含碳物质内夹带有金或是因为形成了类似于螯合物的金-碳配合物。然而，这些矿物的更为普遍的问题在于间接干扰。这发生在当浸滤期间形成的金-浸滤剂配合物被天然含碳物质吸附且因而不再能由溶液回收之时。这一现象叫做前吸留（Preg-robbing）。
前吸留通常与用氰化物做浸滤剂有关。不过，在用非氰亚金酸盐的金浸滤剂配合物时也会出现这种情况。
已知诸如伊利石、高岭土、和蒙脱土的某些粘土质也前吸留地吸附金-氰化物配合物。因此，矿物所表现的前吸留程度取决于矿物中含碳物质和前吸留性粘土质的含量。如本文所述，应当理解，含碳成分及含碳物质也指前吸留性粘土，因这些矿物的前吸留性能在功能上与矿物中实际含碳物质的性能相似。
虽然前吸留现象常常与氰化工艺相关，已知这一现象也会出现在使用其它金-浸滤剂配合物（诸如金-氯化物）的场合。本发明人甚至还实验了采用硫脲浸滤剂时金-硫脲配合物的前吸留现象。
不同矿床间甚至同一矿床内的含碳矿所含的含碳物质的量变化很大。据报导这些矿物含约0.2%碳至多达5%碳（见P.Afenya，Treat-ment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores  Minerals  Engineer-ing，Vol.4，pp.1043-1055，1991）。
若以P表示矿物的前吸留成分，V表示有价值矿物成分（即，金、银、或铂），且G表示矿物中脉石物料，则可将前吸留用下面通式表示为：
其中V1表示与矿物中前吸留物质密切共生的贵金属，V2表示与脉石物料共生的贵金属，VX表示自浸滤剂溶液前吸留去除的贵金属，Vy表示留在溶液中的贵金属-浸滤剂配合物，且V2-（X+Y）表示浸滤后仍然与脉石物料结合的贵金属的量。
因此，浸滤后与矿物的前吸留成分伴生的贵金属的量等于原本与矿物前吸留成分伴生的贵金属量加上自浸滤剂溶液前吸留去除的量（VX）。仍与脉石物料结合的贵金属量（V2-（X+Y））等于贵金属的原始量（V2）减去被浸滤剂溶解的贵金属量（VX+Vy）。
已开发出一系列处理难处理含碳金矿的技术。这些技术包括浮选、抑制、炭-浸液提取法、焙烧、化学氧化、和细菌浸出。氯化的焙烧和氧化为处理含碳矿的两种开发最广和最实用的方法。在这些方法实际上更适于处理难处理硫化矿物时，处理含碳矿时其它方法在将来会起某种作用或与处理含碳矿的方法混合使用，即使在采矿工业也是如此。各种技术描述如下：
1.浮选与抑浮
本方法已被成功地用于与矿物中含碳物质伴生的少量金的提取。在这种情况下，可将含碳物质浮选分离并排除。然后用常规的氰化技术处理留下的矿物。然而，这一技术对其中有大量的金与含碳成分伴生的矿物不适用（见J.Orlich，J.Fuestenau，&  D.Horne，Column  Flotation  of  Carbon  at  thd  Royal  Mt，King  Mine，SME  Annual  Meeting，Phoenix，AZ，Feb.1992）。
一种采矿操作技术尝试生产了可能向熔炼炉输送且尾矿可排放或或直接氰化的高品位精矿（见W.Guay，The  Treatment  of  Refractory  Gold  Ores  Containing  Carbonaceous  Material  and  Sulfides，Society  of  Mining  Engineers  of  AIME，81-34，pp.1-4，1981）。该精矿既含含碳物质又含黄铁矿，但所表现的金回收率低。
按照美国专利No.4585550（结合入本文参考）所公开的方法，采用浮选法可自含碳矿中回收含具有经济价值浓度的所需矿物成分的煤分。不过，在该方法条件下，含在矿物非浮选级分中的金被损失掉;因此，这一方法仅可用于少量金与未回收级分伴生的条件下。
其他金矿区在浮选硫化物矿和游离金时抑浮矿物中的含碳成分（见P.Afenya，Treatment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores，Minerals  Engineering，Vol.4，pp.1043-1055，1991）。然而，当含碳成分含显著量金时也不能采用这一技术。
因而，所有浮选方法的共同问题在于损失了与待排放矿分伴生的金，因总的来说将其回收是不经济的。其结果是，现行浮选技术的尾矿级分含金量必须非常小才能令人满意地操作。不过，含碳金矿矿床的矿物学结构在不断变化。因此，随着与待废弃矿分（即尾矿）伴生的金量的增加，浮选期间金成分的损失量也增加。现行的浮选方法不适合充分地抵偿含碳金矿的这些矿物学变化。本发明通过在浮选前前吸留富集矿物含碳成分中的金成分而解决了这一问题。
2.抑制
使用抑制剂来钝化含碳矿物中的活性炭表面。该抑制剂的作用是在活性炭表面上优先地对溶液中的金-浸滤剂配合物选择性吸附。使用煤油、燃料油、和RV-2（对硝基苯偶氮水杨酸）作为抑制剂。此方法不能应用于有显著量的金与含碳物质伴生的情况下。且如美国专利No.3574600中所解释的，抑制法也不能应用于含有效量的有机酸作为含碳物质的矿物。本发明的一个目的即是允许处理含碳矿物而不用顾及其天然碳含量也无须顾及初始即与该含碳物质伴生的金的含量。
3.活性炭或树脂在浸液或矿浆中的吸附法
可将活性炭或树脂加到浸取液中以优先吸附氰亚金酸盐。这一方法基于的原则是使用比矿物中含碳物质更强的氰亚金酸盐吸附剂（见P.Afenya，Treatment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores，Minerals  Engineering，Vol.4，pp.1043-1055，1991）。不过，此方法不能有效用于矿料含大量含碳物质的情况，因为天然含碳物质吸附金氰化物配合物的能力比活性炭快四倍（见B.J.Scheiner，Relation  of  Mineralogy  to  Treatment  Methods  for  Carbonaceous  Gold  Ores，Society  of  Mining  Engineers，87-96，pp1-6，1987）。而且，CIL法使用的碳粒较大，而矿物是细碎的，则在氰化之后因粒度不同使得加入的碳和其吸附的金成分易于与矿物分离。
美国专利No.4188208（结合入本文参考）叙述了高温碳-浸液吸附法（热态CIL法）。这一方法包括使含碳矿物的水浆料经历初步氧化阶段。而后，将矿浆加热至高于75°F的温度，并用浓度大于0.1%的碱金属氰化物浸取该矿料。此法以中间规模试验时使用含0.3盎司金/吨矿的矿料产生的活性炭载金仅达15盎司Au/吨，且最终尾矿含金0.046盎司Au/吨。
US4188208中热CIL法的缺点是，在该方法中使用高浓度氰化物和高温则需要使用较贵的碱金属氢氧化物并需要附加的成本以达到高的氰化物浓度和高温。而且，有文献证明，金在炭上的平衡载量随温度升高而降低。活性炭载量的这种降低又提高了该工艺的成本，因这意味着每单位产量的金必须使用和再生更多的炭。
4.焙烧
这是用来在难处理含碳金矿中同时破坏含碳物质且同时氧化硫化物矿物的通行的标准工业法。事实上，大部分的新建预处理厂采用焙烧法。在内华达，1986年来已有四座焙烧炉投入运行，且至少有一座以上处于规划阶段。
现代的焙烧炉使用流化床结构和常规的燃料源加热矿物。焙烧温度通常在600-700℃之间。焙烧后，将矿料与烟尘和废气分离然后淬冷。淬冷后可采用传统的氰化物提取技术处理该氧化矿。
焙烧厂在很窄的公差范围下对任意特定的矿物组成进行操作。低于最佳温度，矿物中的碳不被氧化并保持有前吸留活性。高于最佳温度，矿物中的金变得越来越难适用于氰化或其他提取技术。由于温度较高会减少金的回收，许多焙烧炉靠近温度范围的下限进行操作。然后加入抑制剂以钝化任何未焙烧的含碳物质。相应地，工厂范围的焙烧炉效率往往随原料的不同而有很大变化。
多年来，焙烧法是处置难处理含碳金矿获得较高金回收率的唯一的可靠方法。然而，近二十年来，焙烧成本的提高也加重了寻找处理难处置含碳金矿的替换方法的压力。焙烧成本主要取决于两种因素：能量经济性和环境规定。能源既用于加热又用于工艺控制，如吹氧。结果使此方法对燃料价格的浮动特别敏感。环境规定也是焙烧炉操作中的大的且日益增长的成本因素。必须处理废气以限制烟尘并极大地排除毒性的汞及砷的化合物和二氧化硫。这往往使用静电除尘器和涤气器来进行。然而，这些污染的技术既费用高又难于控制。
随着幅射标准的日益严格，焙烧法的成本显著地增长。尽管有人宣称计划建厂的生产成本估算为每吨矿8＄，但无论在分析研究还是在实际操作方面，对焙烧成本基本无一例外地估算在10-20＄/吨矿的范围内。
5.化学氧化
当前，处理难处理金矿的湿冶法具有极强的研究和开发潜力。目前有三种引起人的注意的水相氧化技术：（1）氯氧化法、（2）高压釜浸出法和（3）生物浸出法。生物浸出另做讨论。
a.氯化
此方法在操作经济性和环境规定的要求倾向赞成焙烧法之前一直是最盛行的。近来至少有两个氯化厂一直在运行，尽管其中之一可能已脱机。
在此方法中，矿料被磨碎并与水混合形成矿浆。将氯气以一定的压力约  60-120  lbs/ton的比率泵入矿浆，具体的比率取决于停留时间、矿料中有机碳浓度、和矿浆中固体百分数。氯气氧化矿料中的碳，使其不易前吸留。处理后，必须用还原剂处理生成的次氯酸以防止其破坏后面工序中要用的氰化物。
这一方法对矿物中的硫化物量特别敏感，因硫要先于碳被氧化。较高硫化物的矿物要求的氯气也多得多。已采用的对非常难处理矿的“双氧化”法记述于P.Afenya，Treatment  of  Carbonaceous  Refractory  Gold  Ores，Minerals  Engineering，Vol.4，pp.1043-1055，1991，结合入本文参考。
环境因素对运转成本也起较大作用。由反应罐放出的气体必须在释放之前用碱性涤气器捕集，以去除其中含的氯。高压氯气最为危险。
最后，该方法的操作难于控制，且工厂受害于腐蚀性气体。作为所有这些因素的考虑结果是，从长远看，以焙烧法代替氯氧化为主的氧化法是在经济上有利的。
氯化法的一种变换形式是可以NaOCl代替氯气作氧化剂。而且，NaOCl可通过电解NaCl而就地生产。以与上面氯气相同的方式用NaOCl氧化矿物中的硫化物和含碳物质。然而，这一技术初始的基本投资高，除非能量成本有根本性降低，否则这一方法的经济优势甚至会不如氯化法。
b.高压浸出法
此方法在氧化使矿物难处理的硫化物料时比其在氧化可能存在的含碳物质时要成功得多。本文为完整说明而提及此方法。后续CIL法的高压浸出法在美国专利No.4552589中有讲述，结合入本文参考。
6.生物浸出
这是开发处理难处理硫化物和含碳金矿的最新方法。该方法用细菌来生物降解硫化矿物并释放出贵金属成分，使可用常规技术将贵金属回收。用于此方法的最常使用和研究的细菌是Thiobacillus  ferrooxidans。不过，生物浸出法在对矿物前吸留特性方面几乎没有作用。因而，除生物浸出外也将碳-浸液吸附法或抑制法用来从含碳矿物中获得满意产率的金。而且，生物浸出法处理矿物要用数日而不是数小时。
因此，自40多年前开始开采低品位含碳金矿以来，采矿业中人们已多次试图找到处理含碳矿物的替代方法。这些方法都涉及试图消除或阻滞这些矿物的前吸留效应，以便能用传统的氰化法自矿物中回收贵金属成分。本发明人的方法为一种全新的探索，其中有效地利用了一直认为是有害的含碳矿的前吸留特性来在矿物的前吸留成分中富集含碳矿中的贵金属成分以用于随后的回收。
目前，有大量已探明的含碳矿矿床和已开采的含碳矿储备因不能用现行的方法而经济地处理而被搁置一旁。
图1为本发明实施方案的总流程图;
图2为说明矿物中金成分在本发明实施方案的结合逆流浸取-浮选法如热CIL法的全过程中变化的曲线图;
图3为示意说明在热CIL法尾矿中及在用于该热CIL步骤的活性炭中的金的浓度对时间关系的曲线图;
图4为示意说明对另一种矿的热CIL尾矿中金浓度对时间的关系的曲线图;
图5为示意说明一高品位矿的热CIL尾矿中金浓度对时间关系的曲线图;
图6为示意说明又一种矿料的在热CIL尾矿和在用于该热CIL步骤的活性炭中的金浓度对时间的关系的曲线图;
图7为示意说明最终尾矿中存留的金作为70℃16小时的热CIL步骤的氰化物起始浓度的函数的曲线图;
图8为示意说明最终尾矿中存留的金作为70℃16小时的热CIL步骤中氰化物最终浓度的函数的曲线图;
图9为示意说明高品位及低品位矿的热CIL尾矿中存留的金作为加到来自本发明实施方案方法的浮选步骤的滤液中的新鲜氰化物浓度的函数的曲线图;
图10为示意说明高品位及低品位矿的尾矿中存留的金作为本发明方法的最终氰化物浓度的函数的曲线图;
图11为示意说明本发明方法的热CIL尾矿中金浓度作为不同热CIL温度下时间的函数的曲线图;
图12为示意说明本发明方法的热CIL尾矿中金浓度作为不同热CIL温度下时间函数的曲线图;
图13为示意说明在本发明方法的热CIL步骤中吸附在活性炭上的金浓度作为不同热CIL温度下时间的函数的曲线图;
图14为示意说明金的回收百分数作为研磨粒度函数的曲线图;
图15为示意说明高品位和低品位矿中金的回收百分比作为本发明方法的热CIL步骤中起始氰化物浓度函数的曲线图;及
图16为示意说明未浮选的高度前吸留矿料中存留的金作为相应于本发明另一实施方案的于30℃和70℃下的热CIL处理时间函数的曲线图。
本发明的方法目的在于含碳金矿中回收金而用含在含碳矿物中的含碳成分富集金以用于随后的回收。为此目的，提供了一种逆流浸出-浮选工序，在该工序中含碳矿物与浸滤剂溶液接触从而促使金-浸滤剂配合物生成和金自矿物的溶出。矿物中的含碳成分前吸留富集溶液中的金-浸滤剂配合物而后从脉石物质部分中分离形成精矿。在本发明一个优选实施方案中，金自含碳成分中回收。本方法还可应用于自含诸如银及铂的贵金属的含碳矿物中回收这些金属。
在本发明一个特别优选的实施方案中，将来自浮选工序的脉石物料或尾矿接着在热CIL工序中处理以进一步提高回收水平。用本发明的热CIL法无需先将矿物进行本发明的逆流浸出-浮选处理也可自含呈石墨态碳的矿物中获得良好的回收效果。
相应地，本发明一个目的在于提出一种利用这些矿物固有的前吸留能力在分离之前富集这些矿物含碳成分中的金及其它贵金属而自含碳矿中的回收金及其它贵金属的经济而有效的方法。本发明的另一目的是提出一种热CIL处理法，该方法可用来提高逆流浸出工序的金回收率或可用来处理含呈石墨态碳的矿物。下面将描述本发明附带的及另外的目的和优点。
本发明方法所针对的起始物料被称做“含碳矿物”，它是一种含有能够吸附各种金-浸滤剂配合物（包括Au（CN）-2，Au（S2C2N4H6）和AuCl3）的含碳成分的特殊类型的金矿。虽在本方法中可使用任意能形成被矿物含碳成分吸附的金-浸滤剂配合体的浸滤剂，但氰化物为优选的浸滤剂。
按照本发明，用浸滤剂溶液浸出含碳矿以使金自脉石物料部分中溶出。接着，由浸取形成的金-浸滤剂配合物被该矿物中的含碳成分前吸留排出或吸着。当金在该矿物的含碳成分上富集之后，将含碳成分与矿物分离并将金回收。可采用本领域公知的任意常规分离技术，包括重力和泡沫浮选。优选的分离技术是泡沫浮选，柱浮选为优选的泡沫浮选法。
在实施本发明中较佳的含碳矿可在16小时或更短时间内自含4ppm  Au的氰化物溶液中前吸留分离约10μg  Au/g矿或更多。可在16小时或更短时间内前吸留分离约140μg  Au/g矿或更多的含碳矿为最佳。该矿物在与含金氰化物溶液接触之前应细磨至至少-200目的粒度。
本发明一个特别优选的实施方案的方法包括：
（a）使细碎含碳矿物与浸滤剂溶液接触形成浆料从而促使生成金-浸滤剂配合物，导致金自矿物的溶出;
（b）自溶液中前吸留分离金-浸滤剂配合物至矿物的含碳成分中;
（c）用捕集剂调节矿浆;
（d）向经调节的矿浆加入起泡剂;
（e）用泡沫浮选法将含金的前吸留含碳成分与脉石物料部分分离;及
（f）自含碳成分中回收金。
在本发明的这一实施方案中，是采用泡沫浮选法将矿物的含碳成分从脉石物料主体中分离的。优选的泡沫浮选法为柱浮选法。在待用泡沫浮选法分离的一定质量的矿物颗粒内存在的最大颗粒的尺寸必须使所需要的矿粒易于从不需要的矿粒（或脉石）中物理释放并使每种所需矿粒的质量不超过在矿粒水悬浮体中出现湍流条件下该矿粒向气泡的吸引力。由于在本发明这一优选实施方案中欲浮选矿物的含碳成分，就必需将含碳金矿充分细碎，以便使含碳成分从矿物的脉石成分中自由释放并使所得的含碳物质颗粒小到足以用工业性泡沫浮选法来分离。总之，小于约200目的最终颗粒度是适宜的。不过，正如美国专利No.5051199中所解释（结合入本文参考），必须避免过细碎，因非常细（小于约1μm）的细含碳颗粒会不如较大颗粒好浮选。
虽然一般认为-28目是浮选的适宜粒度，但由于浮选分离要求含碳物质与脉石或基体物料呈现为彼此分开的不同颗粒，被研磨的矿物的性质可能要求研磨至更小粒度，如-200目最好为-400目。
“氧化煤”颗粒为亲水性且浮选性差的煤颗粒。这些煤粒所以亲水且难于浮选是因为至少在这些煤粒表面具有高氧含量（即许多含氧官能团）特征。因此，即使含碳颗粒已从进料矿中释放，煤粒的外表面会成为高氧化区，从而使含碳颗粒难于浮选。且尽管含碳颗粒内部也相当程度地氧化，但其一般比外表面氧化程度低。所以，将含碳颗粒磨至一定粒度对本方法的总效率可产生有意义的影响。
因此，除可将矿物粒度降至小得足以进行浮选（即小于约-28目），并可使含碳物质自其他基体物质（通常为硅石、粘土、及其它硅酸盐）中释放外，研磨还可暴露含碳物质的新鲜表面。
可采用矿业加工的任意已知方法进行磨，如棒磨、球磨、碾磨等等。较佳的是得到的粒度分布集中的研磨技术。球磨所得的粒度分布宽。可用水力旋流器分离出球磨机输出的较大颗粒以便在氰化和泡沫浮选之前再研磨。在第一次浮选之后，也可使用水力旋流器来去除仍含未磨除脉石的含碳物料的较大矿粒。这些较大颗粒可能含有吸附金，可将其再研磨、再氰化和再浮选以回收更多的金。
可用湿磨或干磨来达到最终的粒度。但是，若采用湿磨法，优选在有浸滤剂的存在下进行研磨。
当研磨含碳金矿时，将其用浸滤剂浸取。本文所用的浸滤剂为一种用来通过形成可溶性金-浸滤剂配合物将含碳金矿中的金溶解的溶剂。实施本发明的优选浸滤剂是氰化物。当然，也可使用其它浸滤剂，诸如王水、硫脲、卤离子浸滤剂及其它。
应加入足量的浸滤剂将磨矿的固体浓度稀释至100-600g/kg范围，较佳约为400g/kg。自然，若矿料经湿磨，即使需要也只需加入较少的浸滤剂溶液来将固体浓度稀释至上述范围。浸出液中浸滤剂的适宜浓度取决于被用来溶解矿物中金的浸滤剂和所要求的浸出速率。然而，用于浸取金的各种浸滤剂的典型浓度是浸取领域中公知的。
在浸滤期间形成的金-浸滤剂配合物被含碳金矿中的含碳成分吸附。矿物中含碳成分的这一特性被称做“前吸留”。人们认为前吸留以既是物理又是化学的方式发生。本发明中，将一直被传统地认为有害于处理这些矿物的前吸留过程用于将金-浸滤剂配合物富集到矿物的含碳成分上以用于随后的回收。
进行浸滤直至溶液中金与吸附在矿料中含碳物质颗粒上的金之间已达到或基本达到平衡为止。达到平衡的时间随诸如粒度、温度、浸滤剂浓度、和搅动或搅拌速度的因素而变。
自然，夹带在含碳物质的活性炭成分中的或被含碳物质的有机酸成分化学结合为螯合物的金还可在随后将该含碳物质与脉石矿物基体分离时被回收。
浸滤之后，可将矿浆由浸出槽传送至浓缩池并浓缩矿浆以用于随后的浮选。在浮选工序中可用的固体含量超过100g/kg，最好超过300g/kg矿浆。当然，这些含量并不严格且常用或高些或低些的含量。
如果该含碳金矿所含的前吸留含碳物质不足以完全吸附金-浸滤剂配合物，则可进一步处理由浓缩池中获得的倾析的浸滤剂，即使其流过活性炭柱以吸附溶液中存留的金-浸滤剂配合物。
在本发明的另一优选实施方案中，可加入从处理过的矿物或细碎碳中回收的含碳物质以提高天然含碳物质的前吸留能力。诸如煤、活性炭、灰化木屑、合成树脂等等的物质可用作细碎碳。
若用细碎碳来提高矿料中天然含碳物质的前吸留能力，最好使细碎碳和该天然含碳物质的粒度相近。
提高矿物固有前吸留能力的优点是降低了金-浸滤剂配合物于溶液中的浓度，迫使溶解反应正向进行并改善吸附动力学条件;因此有更多的金被溶解而后富集在矿物的含碳成分中。此外，提高该能力确保了碳被充分浮选脱离矿物并确保金自矿浆的总分离效率能充分经济有效。
在本发明另一实施方案中，在浸滤之后向矿物浸滤剂浆料中加入NaCl、（NH4）2SO4或Na2SO4盐。最好加入（NH4）2SO4或Na2SO4，因NaCl可能会引起处理设备的过量腐蚀。优选盐浓度为约5%（wt）。加入盐提高了浸滤剂中水的极性。因此，盐使矿物的疏水性含碳成分更少地向水吸引而更多地向浮选槽中的空气吸引。
若将氰化物溶液用作浸滤剂，在矿物氰化后可被去除。然后可将矿料再悬浮于0.1N NaOH溶液同时加入5%（NH4）2SO4或Na2SO4盐。调节最终矿浆的浆体密度，以使固体含量如前所述地超过100g/Kg，最好超过约300g/Kg。用0.1N NaOH溶液置换该氰化物溶液极大地减小了在随后的浮选步骤中形成残余氰化氢气体的潜在能力。Ca（OH）2可取代上述溶液中的NaOH。
浮选之前，可用捕集剂调节该含水浆料。捕集剂为一种化合物，它强化含碳颗粒表面的疏水性而使得这些颗粒向空气而不是向水吸引。
用来使矿物的含碳成分呈疏水性的捕集剂可为任意的常规用于泡沫浮选法精选含碳物质的捕集剂。可使用的一些常规捕集剂包括：马达油、高纯真空泵油、煤油、涂料稀释剂、燃料油、植物油等等。也可使用诸如下面文章中所述的那些芳族油：K.Han等人的Separation  of  Carbonaceous  Material  from  Carlin  Ore  by  Flotation，Confe-rence  proceedings：Advances  in  Gold  and  Silver  Processing，Reno，Nev，Sept.10-12，1990，Society  for  Mining，Metallurgy，and  Exploration，Inc.，p.121，结合入本文参考。本方法的优选捕集剂为Jojoba油和Meadowfoam油。
本方法中也可将活化剂、絮凝剂、调整剂、分散剂、抑制剂等等与所用的捕集剂结合使用。
捕集剂的投用量范围可为约0.1-约10  lbs./吨矿，最好至少约0.5lb./吨矿。
最好在将矿浆的pH调至约9.0-12.0之后使矿浆与用于本发明的捕集剂接触。当然，若矿浆自身的pH落入这一范围，则无需调节。
将捕集剂加入矿浆后，进行混合约0.1-30分钟，最好是约1-10分钟，以确保捕集剂液滴与待浮选的含金含碳颗粒间的接触。调浆时间取决于许多可变因素，包括捕集剂组成和浓度、矿物中含碳物质的氧化程度，以及固体浓度。可在浮选槽或在一分开的混合器中完成调整过程。调整剂在被磨至一定粒度后也可加入矿料中。
将起泡剂加入水浆后便在一适当浮选槽中浮选含碳矿。不过在浮选前要再次调整约0.1-30分钟，最好约1-10分钟。泡沫剂使得随后的水浆浮选期间生成稳定性合乎要求的泡沫。优选的泡沫剂为Dowfroth  250（聚丙二醇甲醚）、MIBC或Aerofroth  88。Dowfroth  250可购自Dow  Chemical  in  Midland，Mi，而Aerofroth  88可购自the  American  Cyanamid  Co.，Bountiful，Ut。
在水浆浮选期间，生成含金含碳物质的气泡。撇除泡沫而将含金含碳物质与脉石物料主体分离。所有未浮选出的颗粒被送往浓缩池，向其中加入絮凝剂并回收浸滤剂以备再用。再用之前，若矿物所含的含碳物质量不足以基本吸收溶液中所有的金-浸滤剂配合物且其未用循环利用的含碳物质或细碎碳来提高其前吸留能力，则可使该浸滤剂流经活性炭柱而将其中的金成分吸除。
为获得更为精选的精矿，可将来自粗选槽的浮选精矿在精选槽中第二次浮选。来自精选槽的精矿为含金含碳物质的最后精矿。
可通过或在焙烧炉中灰化含碳物质或用诸如热氰化物的洗脱液洗提金的方式将金自含金含碳物质的精矿中回收。这一洗提过程公开在U.S   4188208中，结合入本文参考。也可用US  3979205中公开的方法（结合入本文参考）从浮选的矿物含碳成分中回收金。
本发明的另一方面，该过程另外包括一种处理在其硫化矿成分内含有吸留金的含碳金矿的技术。若在细磨之后矿物的硫化成分中仍吸留有为经济上可观量的金，则可将该硫化物氧化以释放出包封的金并使其易于浸滤。该氧化预处理在氰化之前进行且其可为任意常规使用的对硫化物矿的氧化预处理。不过，选择性预处理必须充分缓和地进行以避免矿物含碳成分的氧化。这些氧化预处理包括高压浸出和生物浸出，尤其是用Thiobacillus  ferrooxidans进行。高压浸出法公开在US  4610724中，结合入本文参考。可用于本发明的生物浸出法记述于Hutchins等的Microbial  Pretreatment  of  Refractory  Sulfide  and  Carbonaceous  Ores  Improves  the  Economics  of  Gold  Recovery  Mining  Engineering，April  1988，249中，结合在此参考。
作为选择方案，可通过浮选将矿物中的硫化成分与含碳矿物分离，再将其用诸如焙烧法的已知技术另做处理以回收吸留的金。
下面给出的实施例目的仅在于说明本发明而不能认为是对本发明后附权利要求中给出的例外内容的限制。用于本实施例中的所有含碳矿具有在16小时或更短时间内自内含4ppm  Au的氰化物溶液中前吸留约140μg  Ag/g矿的能力。
实施例1
将自东部内华达州开采的含近1%有机碳和近0.15盎司/吨的金的含碳金矿样品在球磨机中以约60-70%的含固量粉碎。在72rpm下经1.25小时后将矿浆用水稀释并流过400目筛。将不能通过400目筛的矿料称重，发现其量低于总重的5%。将-400目矿料制成含固量近40%的矿浆并含有1000ppm  CN（1.73g  KCN/L）和0.1NaOH。该矿浆的最终pH大于12.0。在室温下使该含碳矿-氰化物矿浆混合72小时。然后经过滤去除溶液并将湿矿再悬浮于0.05N  NaOH和3%（wt）NaCl的溶液中。然后在Wemco  600g浮选槽中用浓度为0.04ml/L的Jojoba油捕集剂将氰化物处理的矿料在10%的矿浆密度下调浆。混合5分钟后，加入相同体积的Dowfroth  250并再混合5分钟。然后经5分钟引入空气以生成含气泡的炭黑并收集气泡。重复该浮选过程四次以上且每次重复都另加捕集剂及起泡剂。用相同的方法对浮选的精矿样品、浮选完成后仍留在浮选槽中的矿料、及实验开始时的磨矿的金含量均加以分析。根据金于矿料中的含重计算出金的回收率。实施例1的精矿为其量占总矿重20%的含金量占回收总量76%的精矿。
实施例2
将如实施例1中所用的金矿样品在球磨机中以约60-70%的含固量和72rpm的速率粉碎1.25小时并通过400目筛。用1000ppm氰化物（1.7g  KCN/L）并在0.1N  NaOH和40%含固量下浸取通过400目筛的矿料。室温下使矿料-氰化物矿浆混合72小时。过滤去除氰化物溶液并将湿矿再悬浮于0.1N  NaOH和3%（wt）NaCl的溶液中。然后用0.04ml/L的Meadowfoam油捕集剂以10%的矿浆密度将矿料调浆。混合5分钟后加入同体积的Dowfroth  250再混合。然后输入空气并收集气泡5分钟。重复此过程四遍以上。分析样品中金，该精矿量占总重14.4%，其中含金为总金量的74.4%。
实施例3
将如同实施例1及2中的金矿样以相同的方式粉碎并随后在室温下拌随开式混合在0.1N  NaOH和40%含固量的条件下用1000ppm氰化物（1.7g  KCN/L）浸取48小时。过滤除去氰化物并将湿矿再悬浮于0.1N  NaOH和3%NaCl溶液中。然后用0.04ml/L的Meadowfoam油捕集剂以10%的矿浆密度将矿料调浆。如前所述收集精矿并分析金量。精矿即是在16.7%的矿中含占总回收金量78.3%的金。
实施例4
采用5次浮选和用0.04ml/L  Jojoba油和Dowfroth  250捕集进行48小时浸矿的相同试验。精矿为其量占总矿重16%的含81.4%总回收金的精矿。
实施例5
对浸取24小时矿料进行相同试验。用0.04ml/L的Meadowfoam油和Dowfroth  250进行了5次浮选。精矿为在占总重17.8%的矿中含78%总回收金。
实施例6
用浸取16小时的矿进行同样的试验。将过滤的矿料再悬浮于0.1N NaOH，5%（NH4）2SO4溶液中而后用实施例2、3及5中所用的Meadowfoam Dowfroth 250法将其浮选5次。精矿为在为总矿重23.4%的矿中含总回收金量84.4%的金。
实施例7
将含金0.009盎司/吨和含有机碳近1%的含碳金矿样品在球磨机中粉碎30分钟以通过200目筛。用1000ppm氰化物和0.1N  NaOH浸取该-200目矿料16小时。去除氰化物，并于0.1N  NaOH和5%（wt）NaCl溶液中用Meadowfoam油（0.04ml/L）捕集剂调整矿浆5分钟。加入Dowfroth  250（0.04ml/L）并再次调浆5分钟。引入空气并在20分钟内捕集碳黑气泡。该浮选过程重复两次以上并且每次约捕集10分钟。将浮选的精矿和尾矿样品干燥并称重，然后用同样的方法分析含金量。精矿含总金量65%的金和总矿量14%（wt）的矿。尾矿含金1.25ppm或0.036盎司/吨或含总金量34.5%的金和总矿量86%的矿。
实施例8
以类似的方式制备实施例7中所用相同的矿样，不同的是不用氰化物浸取该矿料。矿料浮选时加三次Meadowfoam油（0.04ml/L）和Dowfroth  250（0.04ml/L）。调浆时间与实施例7中同。精矿在18%（wt）矿中含43%金。尾矿为在（为总量）82%的矿中含金2.0ppm或0.058盎司/吨或含（为总金量）57%的金。
因而，将这一实施例与实施例7比较说明了本发明利用矿物的前吸留成分来富集金的能力。
实施例9
将含金0.085盎司/吨且含有机含碳物质约1%的含碳金矿样品在球磨机中粉碎15分钟。使磨矿通过400目筛。将+400目的矿料再次球磨15分钟再通过400目筛。重复这一过程直至至少90%的矿料已通过400目筛。将-400目矿料用1000ppm氰化物和0.1N  NaOH浸取16小时。去除氰化物并在0.1N  NaOH、5%NaCl的溶液中调整矿料，再如同实施例7和8以Meadowfoam油作捕集剂并以Dowfroth  250作起泡剂进行浮选。将浮选的精矿样品干燥、称重并分析含金量。精矿为在矿重24%（wt）矿中含总金量71%的金，而尾矿含金量29%的金。另取尾矿试样在40cm×5cm的带有可向其中引入空气造成小气泡的多孔玻璃底的实验室柱浮选槽中进行试验。在近30分钟后捕集黑色精矿并分析含金量。柱浮选法能从Wemco浮选槽分离尾矿中另外25%的金但同时只去除5%的脉石。
实施例10
将含金0.085盎司/吨的含碳金矿样品在球磨机中粉碎30分钟。将磨矿放置沉降10分钟，然后将所有未从初始水面顶部沉降落过36cm的矿料排除。采用这一沉降方法使所得矿料的粒度接近20微米或更小。重复此过程三次并将+20微米矿料再磨30分钟。在多于90%的矿料被磨至小于20微米后将该矿料于1000ppm氰化物和0.1N NaOH溶液中浸取16小时。不去除氰化物而将其稀释至500ppm并加入含5%Na2SO4的0.1N NaOH和用于调整的Meadowfoam油（0.04ml/L）。如同前面实施例用Meadowfoam油（0.04ml/L）调浆5分钟。如前所述以Dowfroth作起泡剂进行浮选。在Wemco浮选槽中进行浮选和捕集共3次后自尾矿中取样用于柱浮选。取自Wemco浮选阶段的尾矿干燥并称重后取一试样做分析，将其余283g试样以30%的固体密度于含1000ppm氰化物并有5% Na2SO4和0.1N NaOH和25g/L活性炭的溶液中再次浸取。24小时后将碳滤除并分析炭和残留矿料中的金量。其结果列于下表。
表Ⅰ：浮选试验结果
%Au  %重量  Au(ppm)  Au(盎司/吨)
Wemco精矿中金  67.83  26.4  6.72  0.195
Wemco尾矿中金  30.10  68.4  1.15  0.033
柱浮选精矿中金  .46  .26  4.55  0.132
柱浮选尾矿中金  1.61  4.9  .85  0.025
表Ⅱ:WEMCO尾矿的CIL试验结果
总金量(μg)  Wemco尾矿中Au%  Au(ppm)  Au(盎司/吨)
炭中金  96.4μg  29.6  3.85  0.112
最终尾矿中金  229μg  70.4  0.82  0.024
对比表Ⅰ和Ⅱ的结果说明，或是柱浮选法或是Wemco浮选尾矿的CIL法可将最终尾矿中的金降至约0.85ppm或约0.025盎司/吨。因而又从Wemco尾矿中回收近25%的金。
结合图1叙述实施本发明的一种特别优选的方法。图1表示本发明实施方案这一方法的总流程图。如图1中所见，本方法包括以上讨论的逆流浸出-浮选法并结合对来自浮选法的尾矿进行热CIL处理的工序。
本方法可分为三个主要步骤。这三个步骤为（1）研磨/浸出，（2）天然载金炭的浮选，及（3）浮选尾矿的热CIL浸出。
如上所述将本发明这一实施方案的热CIL浸出步骤与逆流浸出-浮选步骤结合进行的优点是整个过程中金的总回收率改善了。这是因为在上述逆流浸出-浮选法的浮选步骤之后，总有一定的金和含碳物质存留在尾矿中。存留于尾矿中的含碳物质量取决于磨矿时自脉石释放的碳的多少和浮选过程的效率。然而，经碳浮选后存留在尾矿中的碳量比用于碳-浸液或碳-矿浆吸附法中通常的碳量要小得多。因而，通过使逆流浸出-浮选法的尾矿经受热CIL处理，便可回收存留在逆流浸出-浮选法尾矿中的相当比例的金。这一点图示说明于图2。
在本发明此实施方案的方法中，在含水矿浆浮选之后，用氰化物或用其它碳-浸液或碳-矿浆吸附法中的浸滤剂来处理剩下的矿料或尾矿。为了说明这一点，碳-浸液提取法或CIL法将既包括碳-浸液提取法又包括碳-矿浆提取法。逆流浸出-浮选步骤之后矿浆中的残留氰化物足以在碳-浸液提取步骤期间将残留金溶解或将其从矿料中转移至加入的活性炭上。另外，可能需要另加入氰化物以将氰化物于矿浆中的浓度提高到足以溶解易于溶解的存留金的程度。
碳-浸液提取步骤所进行的温度应在室温至约80℃之间，其值取决于具体的矿料及经济因素。然而，若碳-浸液提取在室温下进行，该金-氰化物配合物或其它金-浸滤剂配合物会易于留在原生碳上且仅仅非常慢地向添加的活性炭转移。加热矿浆提高金-氰化物配合物自矿物中残留的原生含碳物质向加入的活性炭转移的速率。
仅含小粒度、微米级粒度游离金的金矿应能够使金自矿料的溶出足够快，而使矿浆到达本方法的热CIL步骤之时应最多地或全部地完成浸取。因此，由于将金（已作为金-氰化物配合物存在）自原生含碳矿物向加入的活性炭转移不要求有高含量的氰化物，氰化物浓度通常不需要维持在高含量。然而，若矿料中有较大颗粒的金，这一步骤会化费更多的时间。
由于加热氰化物浸滤剂溶液会驱除氰化物及氧，这会降低金的氧化或浸出速率，故最好还是在室温下浸取较长的时间再提高温度。这一参数最好由实验确定。
浮选步骤之后，将来自逆流浸出-浮选步骤的仍含有一些残留氰化物的尾矿调至适宜的矿浆密度以用于热CIL步骤。这一步骤可以下面两种方式中的一种进行。可将浸滤剂与尾矿分离并在热CIL步骤前将尾矿再浆化，或浮选后将尾矿简单地浓缩至适宜的矿浆密度。热CIL步骤的优选矿浆密度范围为约30-40%，不过也可用其它密度。浆化尾矿时，使用的溶液含用来维持碱性pH的石灰（Ca（OH）2）和若需要提高氰化物浓度而另加的氰化物。矿浆的最终氰化物浓度最好为50ppm CN--500 ppmCN-之间，即相当于约0.5-3磅NaCN/吨矿。
达到适宜的矿浆密度之后，向矿浆中加入活性炭。加入的活性炭量最好为约20-25g/L。然后在提高温度下搅拌或摇动该混合物。热CIL法的温度范围较佳为30℃-83℃，更佳的温度范围在30℃-70℃。热CIL法进行的再更佳温度在50℃-70℃范围内，热CIL法进行的最佳温度为约70℃。
图2示意说明矿料中金浓度在逆流浸出-浮选和热CIL组合全过程中的变化。图2的制图数据以表格形式示于表Ⅲ。表Ⅲ中的数据表明热CIL步骤从经24小时浮选的尾矿中又提取0.96ppm的金（或提取了存留在该尾矿中68.3%的金）;因此在该热CIL步骤中回收了浮选后存留在尾矿中的相当比例的金。这使本方法的总回收率由56.4%改善为86.2%。
表Ⅲ
火试金法测定的金含量(ppm)
头矿  3.22
只经浮选  2.6
*10分钟  1.64
*12小时  1.507
*24小时  1.404
热CIL法  0.445
＊该时间指浮选前用氰化物浸矿的时间。
表Ⅲ的数据是用含3.22ppm  Au的低品位矿做起始物料获得的。将500g矿样在一小型球磨机中磨75分钟至其98%通过400目。在此情况下，将矿料在有250ml水和0.25ml  Meadowfoam油存在下湿磨。不向球磨机加入氰化物。磨制后，过滤矿料制成滤饼，并将该滤饼等分为各含近50g矿的V形块。然后用含500ppmCN-和2.5g/L Ca（OH）2的溶液浸取这些样品。浸取在50℃下以10分钟-24小时的不同时间进行。在到达图2及表3中标明时间时，向每50g样品另加入150ml含5wt%Na2SO4和20μl Dowfroth 250的水。在强烈混合后，使每一试样在实施例9中所用的柱浮选槽中浮选至少20分钟。干燥、称重所得精矿和浮选尾矿，并分析含金量。图2图示了对起始矿样、未用氰化物浸取的柱浮选尾矿样、浸取10分钟矿样、浸取12小时矿样及浸取24小时矿样用火试金法测定的以ppm表示的含金量。图2的最后一点表示经历浮选前的氰化物浸出的浮选后的16小时，70℃热CIL过程的完整工艺的最终尾矿的火试金法测定的金含量。
热CIL步骤期间，存留在矿料中的金起初快速减少，但随后缓减至很低的变化速度。这一点在图3-6中图示说明。这一途径可用来确定对用本发明处理的任意含碳矿物进行的热CIL处理步骤的最佳时间。
将用于图3的矿样用氰化物和捕集剂初磨至适宜的时间以达到所需的目数。然后浮选该矿样产出精矿和浮选尾矿。如图1所说明，该浮选尾矿表示为热CIL工序的起始物料。然后通过分析在有活性炭的热氰化物中不同时间后的尾矿来实验确定热CIL步骤所需的时间。
图4为另一矿料的实例，将其试验确定在热CIL步骤中处理浮选尾矿所需的时间，以便在尾矿中获得的金浓度足够低而使得该方法更经济。
图5为用浮选法制备而后用热CIL法处理的第三种矿样的实例。用于获得图5数据的矿料为品位高于图3和图4中所用矿料的内华达含碳矿。此矿料中金浓度在约3小时后显示显著的下降。然后在3-16小时内Au自该矿的提取减缓。
图6中的曲线不仅图示了热CIL步骤中金自矿料的提取，还示意说明了加到热CIL工序中活性炭所吸附金的量。表示炭载随时间变化的曲线镜象对称于表示金自尾矿中的提取随时间变化的曲线。
现给出数个实施例以进一步说明本实施方案的发明内容。
实施例11
金由尾矿向添加的活性炭转移的速率某种程度地决定于热CIL步骤中的氰化物量。图7示意说明了残留在本发明最终尾矿中金量随70℃，16小时的热CIL步骤中初始氰化物浓度的变化关系。
为获得图7所示曲线，将500g矿样在含Ca（OH）2和氰化物的溶液中磨至使多于90%矿料通过200目。磨制/浸取溶液中Ca（OH）2浓度为2.5g/L，而氰化物以KCN形式加入，其量相当于约2磅NaCN/吨矿。还向磨制液加入其量为0.5ml/Kg矿的Meadowfoam油作为捕集剂。磨制后矿物的矿浆密度约为67%。然后将矿料浸取约30分钟。浸取之后，用含2.5gCa（OH）2/L和5%（wt）Na2SO4的溶液将矿料稀释至约20%的矿浆密度。而后用0.1ml Dowfroth 250调矿5分钟并浮选。浮选约25分钟后过滤尾矿制成矿物滤饼。取湿矿的V形等分样使其量相当得出约50g的干矿。每一试样配加2.5g活性炭（25g/L）和80ml 2.5g/L Ca（OH）2溶液，该溶液含不同量的浓KCN溶液。热CIL溶液中氰化物的起始浓度根据对已知浓度氰化钾溶液的稀释来计算。70℃下振荡达16小时时排出各试样，并分离碳、矿料和液体。然后分析液体中的氰化物并分别分析矿料和炭中的金。图8显示了尾矿中最终金含量随以ppmCN-表示的最终氰化物浓度的变化关系。
图7表明，随着起始氰化物浓度的降低，最终尾矿中金的浓度也降低，起始浓度至少降至约250ppm CN-。类似地，图8表明，随着最终氰化物浓度的降低，最终尾矿中金的浓度也降低，最终氰化物浓度至少降至约50ppm CN-。图15还表明，单一热CIL过程中金的回收百分比在起始氰化物浓度约为150ppm时出现峰值，这对高品位和低品位矿物是如此。
实施例12
在实施例12中，将500g高品位（含金12.6ppm）试样和500g低品位（含金3.5ppm）试样含碳矿料各于含氢氧化钙和氰化物的溶液中磨制。磨/浸液中Ca（OH）2浓度为2.5g/L，而氰化物以KCN形式加入，其量相当于约1.0磅NaCN/吨矿，产生的氰化物浓度约为500ppm。还向磨制溶液加入量为0.5ml/Kg矿的Meadowfoam油。磨矿15分钟后近90%的矿料为-200目。磨矿的矿浆密度约为67%。用含2.5Ca（OH）2/L和5%（wt）Na2SO4的溶液将67%的矿浆密度稀释至约20%的矿浆密度，然后在Wemco浮选槽中用0.1ml Dowfroth 250调矿5分钟。接着向浮选槽引入空气并捕集所得气泡20分钟。浮选20分钟后，再将尾矿制成滤饼并分成V形块。将滤液返回加至各等分块并如图9所示将增量的新鲜氰化物加至各样品的滤液中。70℃下振动16小时后分析各试样。图9和10分别示意说明了每一热CIL尾矿样品中最终金含量随起始和最终氰化物含量的变化关系。此实验表明，当热CIL过程的起始氰化物浓度为100-300ppm时或当该热CIL过程的最终氰化物浓度为50-100ppm时，可获得最佳结果。图9和10还表明，在相同的氰化物浓度范围内，高品位（12.6ppm  Au）矿和低品位（3.5ppm  Au）矿都可达到最好的回收率。
实施例13
金自逆流浸取-浮选尾矿向活性炭的转移速率取决于热CIL步骤中浸取溶液的温度并可通过实验确定。为表明这一规律，将低品位（3.5ppm Au）矿在含2.5g Ca（OH）2/L和氰化物的溶液中磨制。氰化物以KCN形式和相当于约1.0磅NaCN/吨矿的量加入，以获得含约500ppm CN-的溶液。还向磨制溶液加入量为0.5ml/Kg矿的Meadowfoam油。进行磨制75分钟以使98%的矿料通过400目。磨制后矿浆密度约为2.0%。然后用含2.5g Ca（OH）2/L和5%（wt）Na2SO4的溶液将该矿浆稀释至约20%的矿浆密度。调节好矿浆密度之后，经以0.1ml Dowfroth 250/500g矿调浆后再如上所述浮选矿料25分钟。通过过滤将浮选尾矿制成滤饼，并用浓度为500ppm CN-和2.5g Ca（OH）2/L的氰化物浸滤剂处理约30g的该尾矿试样。热CIL步骤中的矿浆密度约为30%。另外，每升矿浆含约25g活性炭。对如下热CIL温度：30℃、50℃、70℃和83℃进行测试3、6和24小时的尾矿试样中金含量。另外，对于83℃浸取的浮选尾矿在（进行CIL）36小时时的试样测试。这些测试结果示于图11、12和13。
图11-13表明，热CIL提取的最佳温度在约70℃。事实上，图12和13显示，83℃下实际从浮选尾矿中提取的金比于70℃下为少且83℃下被单位重量的活性炭吸附的金也比于70℃下少。
实施例14
含碳矿料必须被磨细至足以使原生碳自脉石或主矿体释放而使其随后能够通过浮选而被分离。然而，不是所有矿料都需细粉碎。金品位低的矿料证实不值得粉碎的很细。具体矿料的最佳磨制时间可根据一组磨制实验来确定，实验中的磨矿经逆流浸出-浮选和热CIL的组合过程进行处理。
将用于实施例11、12和13中的低品位（3.5ppm Au）含碳矿在含Ca（OH）2和氰化物的溶液中磨制。磨制/浸出溶液中Ca（OH）2浓度为2.5g/L而氰化物浓度为1000ppm。还向该磨制溶液中加入量为0.5ml/Kg矿的Meadowfoam油作为捕集剂。磨矿的矿浆密度为约67%。使这一过程以相同的方式和5分钟-60分钟范围内的5种不同磨制时间进行。
磨制之后，用含Dowfroth 250油、5%（wt）Na2SO4、和2.5g/L Ca（OH）2的溶液将每一试样稀释至约20%的矿浆密度。然后浮选这些试样。
浮选后的全部尾矿用于热CIL试验。用含500ppm CN-和2.5g Ca（OH）2/L的溶液将矿料制成密度低于30%的矿浆。最终矿浆含又加入的约25g/L的活性炭。在70℃温度经16小时后，用60目筛去除该活性炭。将该活性炭用冷水洗涤然后于500℃加热至少24小时。活性炭中的金含量通过酸浸煮和随后用原子吸收（AA）分析金而被测定。
干燥后将天然碳浮选精矿称重然后在450-500℃下焙烧至少48小时。这一过程氧化了精矿中的天然碳和硫化物。而且还可认为，这一过程会与从本方法精矿中回收金的大规模生产的方法表现类似。接着将氧化精矿用氰化物浸取至少16小时，随后如上所述地分析天然碳精矿的金。
在图14中图示了用火试金法和尾矿焙烧测试法两种方法计算的金的回收百分比随使80%矿料通过的估计筛目尺寸的变化。另外，将试验所得数据以表格形式列于下面表Ⅳ。粒度数据通过使用100、140、200、270、400、500目筛的干燥筛分并称重级分而获得。
Figure 931196280_IMG2
附注
Gr.Time＝磨制时间（分）
μ  pass  80%＝通过80%矿料的微米尺寸。
est.mesh＝估计会通过80%矿料的目数。
%  pass  200＝通过200目的矿料的百分数。
%  Au  by  AA＝原子吸收法测的金回收%。
%  Au  by  FA＝火试金法测的金回收%。
wt  %  conc.＝浮选时捕集的精矿wt%。
Tail  FA＝火试金法测的尾矿中金量（ppm）。
Tail  AA＝原子吸收法测的尾矿中金量（ppm）。
%  Au  in  car＝热CIL处理后碳中金所占比例（%）。
%  Au  in  conc.＝浮选精矿中金所占比例（%）。
＄  Au  in  tail＝热CIL尾矿中金所占比例（%）。
说明本发明的另一实施方案。
本发明的热态碳-浸液提取法对于已经历逆流浸出-浮选步骤而使其所有前吸留含碳物质和其在氰化处理后吸附的金在浮选阶段基本去除的含碳矿料最为有效。这是由于当浮选尾矿中固有的含碳物质量减少时，热CIL阶段中金在加入活性炭和固有含碳物质间的平衡可更快地达到。因此，去除的吸留含碳物质越多，在达到或接近最终平衡时在矿料中留下来的与金结合的前吸留含碳物质就越少。同理，在氰化物浸出期间及分离之前被固有碳吸附的金越多，留在最终热CIL阶段的金越少。这还因减少了为使尾矿中金量足够低所需的活性炭量而有利于提高最终热CIL步骤的效率，使得本方法经济可行。
然而，其它金矿所含前吸留含碳物质可能不高，但仍含有与相当量的金伴生的含碳物质。可通过单独的高温CIL处理使这类金矿的金从碳中释放。处理此类矿料的优选方法是首先浮选出含金碳作为精矿，然后对尾矿进行热CIL处理。另外，可通过简单地使矿料经受热CIL处理而不先分离含金碳来处理该矿料。
下面的实施例进一步说明本发明实施方案的方法。
实施例15
将与用于实施例11-14相同的低品位（3.5ppm）内华达金矿试样500g在球磨机中用250ml水而不用油或氰化物磨制。这一试样前吸留性很强且含约1%有机碳而基本上不含石墨碳。将磨矿制成滤饼并切为均等的70g V形块（湿重），使各等分样的干重为约50g。用含500ppm CN-和2.5g/L Ca（OH）2的溶液将试样再浆化为30%的矿浆密度。以25g/L（2.5g/100ml样品）的浓度加入活性炭。在加热至或30℃或70℃的250ml烧瓶中以200rpm的速率振荡试样。加热至70℃的试样于3、6、21及69小时时自水浴中排除。用60目筛去除活性炭。分析碳和尾矿中的金。两个试样于30℃下振荡。其中一个在21小时时筛分，而另一个在69小时筛分。图16表示30℃和70℃两种试样的矿料中存留金量随CIL阶段时间的变化。这一实施例表明在70℃ CIL中金的去除比在30℃CIL中要快得多。然而，69小时时，两种温度的实验显现出趋近于相同的平衡点。这一金在尾矿中的平衡值比采用实施例11-14中所用的逆流浸出-浮选与热CIL的组合，过程所达到的值要高得多，不过，它仍低于以于室温下进行的传统的碳-浸液提取法所达到的相应值。
虽然参照优选实施方案和具体实施例描述了本发明，但本领域普通技术人员会易于看出，能够对本发明做出许多修正和变换而不背离后文中权利要求所规定的本发明的精神和范围。例如，虽然本发明方法就自含碳矿料中回收金做了讲述，本方法同样可应用于回收存在于含碳矿料中的其它贵金属，诸如银及铂。

Claims (31)

1、一种自含碳矿物中回收贵金属的方法，包括：
a.用浸滤剂浸矿；及
b.将溶液中贵金属-浸滤剂配合物前吸留富集到矿物的天然含碳成分上以用于随后的回收。
2、一种自含碳矿物中回收贵金属的方法，包括：
a.用浸滤剂浸取含碳矿物;
b.使贵金属-浸滤剂配合物从浸滤剂前吸留在所述矿物的天然含碳成分上;及
c.自该矿物中分离出含贵金属含碳成分;及
d.自该含贵金属含碳成分中回收贵金属。
3、权利要求2的自含碳矿物中回收贵金属的方法，其中自该矿物中分离含贵金属含碳成分的方法为泡沫浮选。
4、权利要求1、2或3的自含碳矿物中回收贵金属的方法，其中由该含碳矿中回收的贵金属为选自金、铂和银中至少一种金属。
5、权利要求1、2或3的自含碳金矿中回收金的方法，还包括以细粉碎碳增大天然含碳成分的步骤。
6、权利要求1、2或3的自含碳金矿中回收金的方法，还包括以循环使用的前吸留含碳物质增大天然含碳成分的步骤。
7、一种自含碳金矿回收金的方法，包括：
a.使含有天然含碳成分和脉石物料成分的细碎含碳矿物与浸滤剂溶液接触以形成浆体并从而造成金-浸滤剂配合物的产生和金自矿物的溶出;
b.使溶液中的金-浸滤剂配合物前吸留地转移至该矿物的天然含碳成分;
c.用捕集剂调浆;
d.向调成浆体中加入起泡剂;
e.用泡沫浮选法将含金含碳成分与脉石物料主体分离;及
f.自含碳成分中回收金。
8、一种自含碳金矿中回收金的方法，包括：
a.使含有天然含碳成分与脉石物料成分的细碎含碳矿物与浸滤剂溶液接触形成浆体并由此引起金-浸滤剂配合物的生成和金自该矿物的溶出;
b.以循环使用的含碳物质提高天然含碳成分的前吸留能力;
c.使金-浸滤剂配合物自溶液前吸留转移至该矿物的含碳成分;
d.用捕集剂调浆;
e.向调成浆体中加入起泡剂;
f.用浮选法将含金含碳成分与脉石物料主体分离;及
g.自含碳成分中回收金。
9、一种自含碳金矿中回收金的方法，包括：
a.使含有天然含碳成分和脉石物料成分的细碎含碳矿与浸滤剂溶液接触形成矿浆并由此引起金-浸滤剂配合物的生成和金自该矿物的溶出;
b.以细粉碎碳提高该天然含碳成分的前吸留能力;
c.使该金-浸滤剂配合物由溶液前吸留转移至该矿物的含碳成分;
d.用捕集剂调浆;
e.向调成矿浆中加入起泡剂;
f.用浮选法将该含金含碳成分与脉石物料至体分离;及
g.自该含碳成分中回收金。
10、权利要求1、2、3、7、8和9的自含碳金矿中回收金的方法，其中所用的浸滤剂为选自氰化物、王水和硫脲的一种物质。
11、权利要求1、2、3、7、8和9的自含碳金矿中回收金的方法，其中该含碳矿还含有含吸留金的硫化矿物成分，另外包括步骤：
a.使该含碳金矿以细碎矿与该浸滤剂接触之前经受氧化预处理。
12、权利要求11的自含碳金矿回收金的方法，其中通过高压浸出进行该氧化预处理。
13、权利要求11的自含碳金矿回收金的方法，其中用生物氧化剂进行该氧化预处理。
14、权利要求13的自含碳金矿中回收金的方法，其中的生物氧化剂为Thiobacillus  ferrooxidans。
15、一种自含碳金矿中回收金的方法，所述矿物含有天然含碳成分、含吸留金的硫化矿成分和脉石物料成分，该方法包括：
a.将该含碳金矿磨至低于约-28目的粒度;
b.氧化该硫化矿物成分;
c.向磨矿中加入循环使用的前吸留性含碳物质以提高天然含碳成分的前吸留能力;
d.使所述矿物与浸滤剂接触形成矿浆并因此而引起金-浸滤剂配合物的生成和金自该矿物的溶出;
e.使该金-浸滤剂配合物由溶液前吸留转移至所述矿物的含碳成分;
f.用捕集剂调浆;
g.向调成矿浆加入起泡剂;
h.用泡沫浮选法将含金含碳成分与脉石物料主体分离，及
i.自该含碳成分中回收金。
16、权利要求7、8、9和15的自含碳金矿中回收金的方法，其中的捕集剂为选自jojoba油和Meadowfoam油的至少一种油。
17、权利要求7、8、9和15的自含碳金矿中回收金的方法，其中的泡沫浮选步骤还包括：
a.一次粗选和一次精选过程，得自粗选的精矿被送往该净精选步骤。
18、一种用来富集前吸留性矿物中所含的贵金属的方法，包括：
a.用浸滤剂浸矿;
b.使贵金属-浸滤剂配合物从该浸滤剂中前吸留转移至该矿的天然前吸留成分;
c.将矿物的该贵金属前吸留成分与脉石物料主体分离。
19、权利要求18的富集前吸留矿物中所含的贵金属的方法，其中的矿物的前吸留成分为选自活性炭;有机酸;和前吸留性粘土的至少一种物质。
20、一种自含碳矿中回收贵金属的方法，包括：
a.以热态碳-浸液提取法处理细碎含碳矿，其中所述碳-浸液提取法的浸液温度保持在30℃-83℃间;
b.将用于所述碳-浸液提取法的活性炭与矿物分离;及
c.自该活性炭回收金。
21、权利要求20的自含碳金矿中回收金的方法，其中所述碳-浸液提取过程中的浸液温度为30℃-70℃。
22、权利要求20的自含碳金矿中回收金的方法，其中所述碳-浸液提取过程中的浸液温度为50-70℃。
23、权利要求20的自含碳金矿中回收金的方法，其中在所述碳-浸液提取过程中的浸液温度为约70℃。
24、一种自含碳矿中回收贵金属的方法，包括：
a.用浸滤剂浸取含碳矿;
b.使贵金属-浸滤剂配合物从该浸滤剂前吸留至所述矿的活性炭成分上;
c.将所述含贵金属含碳成分与该矿分离;
d.从含贵金属含碳成分中回收贵金属;
e.在碳-浸液提取过程中进一步处理所述剩余矿，其中在所述碳-浸液提取过程中的浸液温度为30-83℃。
f.将用于所述碳-浸液提取法中的活性炭与矿物分离;及
g.自该活性炭中回收贵金属。
25、权利要求24的自含碳矿中回收贵金属的方法，其中从矿物中分离含贵金属含碳成分的方法是浮选法。
26、权利要求24或25的自含碳矿中回收贵金属的方法，其中从含碳矿中回收的贵金属为选自金、铂及银的至少一种金属。
27、权利要求24或25的自含碳金矿中回收金的方法，还包括以细粉碎碳增加天然含碳成分的步骤。
28、权利要求24或25的自含碳金矿中回收金的方法，还包括以循环使用的前吸留性含碳物质增加天然含碳成分的步骤。
29、权利要求24的自含碳金矿中回收金的方法，其中在碳-浸液提取过程中的浸液温度为30-70℃。
30、权利要求24的自含碳金矿中回收金的方法，其中在碳-浸液提取过程中的浸液温度为50-70℃。
31、权利要求24的自含碳金矿中回收金的方法，其中在碳-浸液提取过程中的浸液温度为约70℃。
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Cited By (3)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102049355A (zh) * 2010-10-27 2011-05-11 吉林大学 高碳低硫型金矿浮选剂及其浮选方法
CN109852795A (zh) * 2019-03-12 2019-06-07 大冶有色设计研究院有限公司 一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法
CN113105067A (zh) * 2021-03-22 2021-07-13 内蒙古金中矿业有限公司 一种菌液与含铜含氰废水混合的除氰回收铜的方法

Families Citing this family (42)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US5364453A (en) * 1992-09-22 1994-11-15 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5338338A (en) * 1992-09-22 1994-08-16 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
DE4400796A1 (de) * 1994-01-13 1995-07-20 Krupp Polysius Ag Verfahren zur Gewinnung von Edelmetallen
US5785736A (en) * 1995-02-10 1998-07-28 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation, thiosulfate leaching and resin-in-pulp adsorption
US5536297A (en) * 1995-02-10 1996-07-16 Barrick Gold Corporation Gold recovery from refractory carbonaceous ores by pressure oxidation and thiosulfate leaching
ZA958716B (en) * 1995-10-16 1996-07-31 Duckstreet Mining Private Limi Process for extracting gold from mineral suspension
US5827701A (en) * 1996-05-21 1998-10-27 Lueking; Donald R. Method for the generation and use of ferric ions
US6096113A (en) * 1997-05-16 2000-08-01 Echo Bay Mines, Limited Integrated, closed tank biooxidation/heap bioleach/precious metal leach processes for treating refractory sulfide ores
US5873927A (en) * 1997-05-16 1999-02-23 Echo Bay Mines, Limited Integrated, tank/heap biooxidation process
US6131835A (en) * 1997-08-29 2000-10-17 Mg Technologies, Inc. Methods for treating ores
US6251163B1 (en) * 1998-03-04 2001-06-26 Placer Dome, Inc. Method for recovering gold from refractory carbonaceous ores
US6264039B1 (en) 1999-10-21 2001-07-24 The University Of Akron Method for precious metal recovery from slag
US6660059B2 (en) * 2000-05-19 2003-12-09 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US6632264B2 (en) 2001-04-17 2003-10-14 The University Of British Columbia Gold recovery from thiosulfate leaching
US7722840B2 (en) * 2002-11-15 2010-05-25 Placer Dome Technical Services Limited Method for thiosulfate leaching of precious metal-containing materials
US20040237721A1 (en) * 2003-05-29 2004-12-02 Morteza Baghalha Anoxic leaching of precious metals with thiosulfate and precious metal oxidants
TW200624151A (en) 2004-11-12 2006-07-16 Monsanto Technology Llc Recovery of noble metals from aqueous process streams
US20080069746A1 (en) * 2006-09-20 2008-03-20 Hw Advanced Technologies, Inc. Method and apparatus for microwave induced pyrolysis of arsenical ores and ore concentrates
US20080069723A1 (en) * 2006-09-20 2008-03-20 Hw Advanced Technologies, Inc. Method for oxidizing carbonaceous ores to facilitate precious metal recovery
KR100784410B1 (ko) 2006-12-13 2007-12-11 김동명 분말화 방법에 의한 금의 정제방법
EA020950B1 (ru) * 2007-09-17 2015-03-31 Баррик Гольд Корпорейшн Способ усовершенствования восстановления золота из двойных тугоплавких золотосодержащих руд
WO2009069005A2 (en) * 2007-11-28 2009-06-04 Barrick Gold Corporation Microbial pre-treatment of double refractory gold ores
CN101451192B (zh) * 2007-11-28 2010-09-01 灵宝市金源矿业有限责任公司 多金属金精矿直接氰化强化浸出综合回收方法
WO2009072908A2 (en) * 2007-12-04 2009-06-11 Ostrea Antonio M Gold recovery system and process therefor
US20100270002A1 (en) * 2008-08-05 2010-10-28 Parrella Michael J System and method of maximizing performance of a solid-state closed loop well heat exchanger
PE20110197A1 (es) 2008-06-13 2011-04-09 Michael J Parrella Sistema y metodo para capturar el calor geotermico dentro de un pozo perforado para generar electricidad
US9423158B2 (en) * 2008-08-05 2016-08-23 Michael J. Parrella System and method of maximizing heat transfer at the bottom of a well using heat conductive components and a predictive model
US8534069B2 (en) * 2008-08-05 2013-09-17 Michael J. Parrella Control system to manage and optimize a geothermal electric generation system from one or more wells that individually produce heat
US20100270001A1 (en) * 2008-08-05 2010-10-28 Parrella Michael J System and method of maximizing grout heat conductibility and increasing caustic resistance
RU2448250C1 (ru) * 2010-10-07 2012-04-20 Учреждение Российской академии наук Институт угля Сибирского отделения РАН (ИУ СО РАН) Способ комплексного освоения месторождения энергетических углей
ES2795401T3 (es) 2010-12-07 2020-11-23 Barrick Gold Corp Lixiviación en resina a favor de la corriente o a contracorriente en procesos de lixiviación de oro
US9011646B2 (en) 2011-01-28 2015-04-21 Mccutchen Co. Mechanical pyrolysis in a shear retort
WO2012151487A1 (en) * 2011-05-04 2012-11-08 Gtherm Inc. Swegs adapted for use in cooling, heating, voc remediation, mining, pasteurization and brewing applications
AR086933A1 (es) 2011-06-15 2014-01-29 Barrick Gold Corp Metodo para recuperar metales preciosos y cobre de soluciones de lixiviado
RU2498067C1 (ru) * 2012-06-15 2013-11-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт угля Сибирского отделения Российской академии наук (ИУ СО РАН) Способ комплексного освоения месторождения энергетических углей
CN102784721B (zh) * 2012-08-21 2013-10-16 昆明理工大学 从有毒冶炼烟尘中富集回收硒汞的方法
WO2014110518A1 (en) 2013-01-14 2014-07-17 Simmons William D Flotation circuit for oxide and sulfide ores
RU2540236C2 (ru) * 2013-05-07 2015-02-10 Федеральное государственное бюджетное учреждение науки Институт химии Дальневосточного отделения Российской академии наук (ИХ ДВО РАН) Способ переработки высокоуглеродистых золотоносных пород
US10161016B2 (en) 2013-05-29 2018-12-25 Barrick Gold Corporation Method for pre-treatment of gold-bearing oxide ores
US10400306B2 (en) 2014-05-12 2019-09-03 Summit Mining International Inc. Brine leaching process for recovering valuable metals from oxide materials
CN108787713B (zh) * 2016-08-05 2021-04-20 天津城建大学 一种基于浮选联合微波法处理医疗垃圾的方法
PE20211512A1 (es) 2019-01-21 2021-08-11 Barrick Gold Corp Metodo para la lixiviacion con tiosulfato catalizado con carbon de materiales que contienen oro

Family Cites Families (45)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
US2838369A (en) * 1949-01-26 1958-06-10 Antoine M Gaudin Process for the concentration of ores containing gold and uranium
US2890795A (en) * 1955-01-31 1959-06-16 Dering Roger Metallurgical processing of uranium ores
NL6509936A (zh) * 1965-07-30 1967-01-31
US3450523A (en) * 1966-04-15 1969-06-17 Mini Ind Chimice Procedure for the extraction of manganese,iron and other metals from silicates,metallurgical wastes and complex mining products
US3639925A (en) * 1968-05-15 1972-02-08 Us Interior Recovery of gold from carbonaceous ores
US3574600A (en) * 1968-05-15 1971-04-13 Us Interior Process for recovery of gold from carbonaceous ores
US3635697A (en) * 1969-09-30 1972-01-18 Us Interior Recovery of gold
US3703366A (en) * 1970-11-20 1972-11-21 John T Cullom Process for producing copper and elemental sulfur
US3764650A (en) * 1970-12-31 1973-10-09 Us Interior Recovery of gold from ores
US3979205A (en) * 1971-04-07 1976-09-07 Wanzenberg Fritz Walter Metal recovery method
CA1062918A (en) * 1976-02-09 1979-09-25 Kerr Addison Mines Limited Milling of graphitic or carbonaceous ores
US4188208A (en) * 1978-05-22 1980-02-12 Newmont Exploration Limited Recovery of gold from carbonaceous gold-bearing ores
US4289532A (en) * 1979-12-03 1981-09-15 Freeport Minerals Company Process for the recovery of gold from carbonaceous ores
US4369061A (en) * 1979-12-28 1983-01-18 Kerley Jr Bernard J Recovery of precious metals from difficult ores
US4347126A (en) * 1981-01-29 1982-08-31 Gulf & Western Manufacturing Company Apparatus and method for flotation separation utilizing a spray nozzle
US4556500A (en) * 1982-06-11 1985-12-03 Phillips Petroleum Company Flotation reagents
FR2532673B1 (fr) * 1982-09-07 1985-08-09 Smac Acieroid Revetement de couverture, isolant et etanche
FR2534493B1 (fr) * 1982-10-13 1986-05-30 Elf Aquitaine Enrichissement de minerais par flottation et agents collecteurs employes a cet effet
PH16050A (en) * 1983-01-14 1983-06-02 Antonio M Dr Ostrea Gold recovery by sulfhydric-fatty acid flotation as applied to gold ores/cyanidation tailings
GB2136015A (en) * 1983-03-11 1984-09-12 Sentrachem Ltd Collector for flotation of coal and other carbonaceous material
US4552589A (en) * 1984-01-27 1985-11-12 Getty Oil Company Process for the recovery of gold from refractory ores by pressure oxidation
US4585550A (en) * 1984-09-06 1986-04-29 American Cyanamid Company High molecular weight carboxylic acids as collectors of mineral values from carbonaceous ores
CA1234291A (en) * 1984-09-27 1988-03-22 Donald R. Weir Recovery of gold from auriferous refractory iron- containing sulphidic material
US4578163A (en) * 1984-12-03 1986-03-25 Homestake Mining Company Gold recovery process
US4702824A (en) * 1985-07-08 1987-10-27 Khodabandeh Abadi Ore and coal beneficiation method
DE3534224A1 (de) * 1985-09-23 1987-04-02 Gock Eberhard Priv Doz Prof Dr Verfahren zur nasschemischen gewinnung von edelmetallen aus kohlenstoffhaltigen arsenopyritkonzentraten
AU601698B2 (en) * 1985-11-27 1990-09-20 Standard Oil Company, The Apparatus and method for froth flotation
US4895597A (en) * 1986-01-16 1990-01-23 Henkel Corporation Recovery of precious metals
US4814007A (en) * 1986-01-16 1989-03-21 Henkel Corporation Recovery of precious metals
EP0302251A3 (en) * 1987-07-09 1989-03-01 Konica Corporation Silver halide photographic light-sensitive material
GB8726857D0 (en) * 1987-11-17 1987-12-23 Fospur Ltd Froth floatation of mineral fines
FR2625115B1 (fr) * 1987-12-24 1990-10-19 Denain Anzin Mineraux Refract Procede d'enrichissement de l'andalousite
US5013359A (en) * 1988-10-31 1991-05-07 Hydrochem Developments Ltd. Process for recovering gold from refractory sulfidic ores
US4923510A (en) * 1988-10-31 1990-05-08 Gopalan Ramadorai Treatment of refractory carbonaceous sulfide ores for gold recovery
US5021088A (en) * 1988-11-02 1991-06-04 Louisiana State University Biohydrometallurgical processing of ores, and microorganisms therefor
US4902345A (en) * 1989-01-12 1990-02-20 Newmont Gold Co. Treatment of refractory carbonaceous and sulfidic ores or concentrates for precious metal recovery
US4950390A (en) * 1989-02-23 1990-08-21 Bp America Inc. Apparatus and method for froth flotation
CA2004475A1 (en) * 1989-12-04 1991-06-04 Gordon Edward Agar Metal recovery
US5073354A (en) * 1990-09-26 1991-12-17 Drew Chemical Corporation Process of stripping gold and silver from carbon
WO1992008812A1 (en) * 1990-11-15 1992-05-29 Bruno Sceresini Holdings Pty. Ltd. Base metals recovery by adsorption of cyano complexes on activated carbon.
US5147618A (en) * 1991-05-21 1992-09-15 Freeport-Mcmoran Inc. Process for recovery of gold from refractory gold ores using sulfurous acid as the leaching agent
NO175032B (no) * 1992-05-14 1994-05-16 Trio Ind As Fremgangsmåte og maskin til skjæring av langsgående skiver fra fiskefileter
US5364453A (en) * 1992-09-22 1994-11-15 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5338338A (en) * 1992-09-22 1994-08-16 Geobiotics, Inc. Method for recovering gold and other precious metals from carbonaceous ores
US5320720A (en) * 1993-01-05 1994-06-14 Prime Resources Group Inc. Extraction of precious metals from ores thereof

Cited By (6)

* Cited by examiner, † Cited by third party
Publication number Priority date Publication date Assignee Title
CN102049355A (zh) * 2010-10-27 2011-05-11 吉林大学 高碳低硫型金矿浮选剂及其浮选方法
CN102049355B (zh) * 2010-10-27 2012-12-05 吉林大学 高碳低硫型金矿浮选剂及其浮选方法
CN109852795A (zh) * 2019-03-12 2019-06-07 大冶有色设计研究院有限公司 一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法
CN109852795B (zh) * 2019-03-12 2021-07-30 大冶有色设计研究院有限公司 一种提高难选冶金矿石的选冶回收率的综合回收方法
CN113105067A (zh) * 2021-03-22 2021-07-13 内蒙古金中矿业有限公司 一种菌液与含铜含氰废水混合的除氰回收铜的方法
CN113105067B (zh) * 2021-03-22 2022-10-18 内蒙古金中矿业有限公司 一种菌液与含铜含氰废水混合的除氰回收铜的方法

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FR2695941B1 (fr) 1996-01-12
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