某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

稀土浸渣资源化利用技术研究

在稀土浸渣工艺矿物学研究的基础上,确定采用磁选—浮选联合工艺流程回收浸渣中的有用矿物,通过磁选工艺条件和浮选工艺条件的优化试验研究,最终获得稀土精矿含REO48. 97%,回收率91. 59%。该工艺技术的应用,将为稀土生产企业提供一种利用稀土浸渣的有效途径。     

从尾矿中回收石榴子石的选矿试验研究

根据矿物特点,对某铜钼尾矿中的石榴子石进行了选矿试验研究。采用重选可获得石榴子石含量为92.00%,矿物回收率为43.70%的石榴子石精矿,磁选可获得石榴子石含量为84.00%、回收率为85.38%的石榴子石精矿。有效回收了石榴子石,减少了尾矿排放。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选-浮选硫精矿焙烧-焙烧渣浸铜-浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00％;金回收率91.14％;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17％;最终浸出渣为铁精矿品位68.72％、铁回收率86.23％.此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用.     

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫（金）浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出（氰化物对金的选择性不及对铜的选择性）,而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。     

金渠金矿提高氰化回收率的研究与应用

通过对金渠金矿氰化车间流程考查和工艺矿物学研究，找出了回收率低的主要原因是伴生碲矿物及磁黄铁矿的影响。针对此类性质金精矿，进行试验探索并取得了技术性突破。应用生产后，提高了氰化回收率；同时开展了氰渣浮选项目，综合回收铜、金和银，获得好的环保和经济效益，对小秦岭地区的金精矿氰化具有推广应用价值。     

某浮选金精矿中伴生元素综合回收的试验研究

针对某含铜铅的浮选金精矿,在工艺矿物学研究的基础上进行了选冶试验研究,采用铜铅混选—氰化浸出—铜铅分离流程,获得了合格的铜精矿及铅精矿,铜、铅综合回收率分别为74.16%和70.92%。该流程实现了金精矿中伴生元素的高效综合回收。     

某含金铜硫矿浮选分离试验研究

为了合理开发利用某含金硫化铜矿资源,开展了工艺矿物学和选矿综合利用试验研究。研究显示,矿石中主要有价元素铜品位为0.57%,伴生元素金品位为1.56 g/t;铜主要以黄铜矿的形式存在,金主要以自然金和银金矿的形式赋存,其载体矿物多为黄铁矿和黄铜矿。以YZ-05为捕收剂,采用“铜金硫混合浮选—铜硫分离—硫精矿再磨—金硫分离”的分选试验流程,闭路试验得到了铜精矿、金精矿和硫精矿,其中铜精矿Cu品位为19.57%、回收率88.7%,Au品位为36.93 g/t、回收率65.5%,Ag品位为61.00 g/t,回收率46.70%;金精矿Au品位42.27 g/t、回收率21.1%金综合回收率为86.6%;硫精矿中S品位为48.24%,回收率为69.70%。该研究为此矿石的综合回收利用提供了技术依据。     

硫精矿中铜钴同步浸出试验研究

以湖北大冶含铜钴硫精矿为原料,分别研究了硫精矿、硫精矿氧化焙烧渣和硫精矿氧化-还原焙烧渣中铜、钴的同步浸出行为,考察了浸出温度、浸出时间、固液比等工艺参数对铜、钴浸出的影响。结果表明,硫精矿氧化-还原焙烧渣中的铜、钴最易被浸出,浸出条件为:浸出温度70 ℃、浸出时间4 h、固液比1∶5,此时铜和钴浸出率分别为91.46%和65.84%; 采用氧化-还原焙烧-浸出-磁选联合流程处理硫精矿时,可获得铁品位62.31%、回收率68.26%的铁精矿,该工艺实现了硫精矿及焙烧渣中铜、钴、铁资源的综合回收。     

浮选—浸出工艺回收澳大利亚某低品位铜金矿中的铜、金、硫

澳大利亚某低品位铜金矿中铜以黄铜矿形式存在,金大部分以单体自然金形式存在,赋存于硫化物及脉石粒间,部分以不可见金的形式被黄铁矿包裹。黄铜矿和黄铁矿嵌布粒度较细,平均粒度0.03 mm。试验采用混合浮选—铜硫分离工艺,获得铜、金品位分别为19.02%和13.99 g/t,铜、金回收率分别为73.00%和49.29%的铜精矿;硫精矿经再磨后利用绿金浸出剂浸金,获得对原矿金浸出率14.92%,金总回收率64.21%,浸渣硫品位30.23%,可作为硫精矿销售。      

含铜铅复杂金精矿矿浆电解处理新工艺

研究“矿浆电解-氰化提金-选矿回收铜”含铜铅复杂金精矿处理新工艺。结果表明,矿浆电解铅、铜和银的浸出率分别为95．05％,14．28％和75．66％,金全部留在渣中。矿浆电解渣氰化浸出,金浸出率95．30％,氰化钠用量按金精矿计由常规的14kg／t降至5．1kg／t。氰化渣浮选,铜、金和银的回收率分别为81．86％,40．1％和83．79％。浮选尾矿可以作为硫铁矿出售。新流程结构合理、综合回收用好,为我国复杂金矿的处理提供了一条环保、经济、高效的途径。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

复杂多金属含铜银金矿综合回收技术研究

某银多金属矿为铜、铅、银、金复杂共生的难选多金属矿,采用混合浮选—精矿氰化—氰渣优先选铅再选铜的技术方案,开展了大量试验研究工作。结果表明,在氰化浸出的过程中添加助浸剂有利于提高金和银的浸出率。在对氰渣浮选时,采用合理的活化剂对铜的活化以及提高铜的回收率十分重要。经过各个环节工艺流程及药剂制度的优化,获得了金综合回收率80.80%,银综合回收率81.32%,以及品位21.46%、综合回收率70.80%的铜精矿的回收指标,效果是明显的。     

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

内蒙古铜金矿综合回收技术研究

内蒙古铜金矿中含有铜、铅、锌、硫等有价元素,为了充分利用矿产资源,对该矿石进行了综合回收试验研究.采用尼尔森选矿机回收粗粒金-浮选分离-精矿再磨-浸金工艺流程,浮选分离以CFS+石灰为硫铁矿的高效抑制剂,经阶段磨矿后选别可获得铜品位21.87%、回收率90.27%的铜精矿;硫品位44.33%、回收率85.76%的硫精矿;金综合回收率达到91.11%.选别指标较为理想,该技术路线经济合理,适用于工业化生产.      

含铜金精矿铅盐预处理浸金技术研究

为了降低氰化钠用量,对某含铜4.92%的金精矿开展了铅盐抑铜预处理研究。结果表明,在氰化浸出前加入醋酸铅可以抑制铜的浸出、增强金银浸出、降低氰化钠消耗。醋酸铅预处理金精矿-氰化浸出的优化条件为: 浸出前直接添加醋酸铅150 g/t,磨矿细度-0.037 mm粒级占95%,浸出时间48 h,氰化钠浓度0.5%,pH=12,矿浆浓度40%。在此条件下浸出渣中金品位降至1.20 g/t,金浸出率达97.55%,银回收率60.28%,氰化钠耗量14.37 kg/t。该工艺具有良好的经济效益。     

金回收技术的研究

银洞坡金矿选一厂氰化浸出过程中存在着金浸出率低、泡沫外溢造成的金的流失和氰化尾渣含泥高严重影响氰化尾渣综合回收等主要问题。针对这些难题,提出并研究了磨矿与药剂组合的新工艺,使浮选金精矿品位由39 43g/t提高到53 19g/t,金浮选-氰化浸出总回收率由80 92%提高到90 54%;解决了所存在的三大难题。