金精矿综合回收铅锌工艺试验研究

某金矿选出的金精矿铅、锌含量较高,选用铅锌优先浮选流程综合回收利用金精矿中的铅、锌,并进行了详细的条件试验,以期提高该金精矿的经济价值。闭路试验最终获得锌精矿Zn品位47.50%、Zn回收率71.22%;混合铅金精矿Au品位13.36 g/t、Au回收率95.43%,Ag品位808.63 g/t、Ag回收率92.03%的浮选指标。混合铅金精矿可作为金精矿销售,锌精矿符合质量标准三级品要求,提高了金精矿的经济价值;该工艺流程简单合理,可以作为现场生产及改造调试的技术依据。     

含金氧化钼矿石选矿试验研究

某含金钼矿石,钼氧化率高达68.5%。对该矿石采用优先浮选辉钼矿,将金富集到硫化钼精矿中,然后再浮选氧化钼矿物,硫化钼精矿经脱药抑制辉钼矿后氰化浸出回收金的工艺流程,使矿石中钼和金得到综合回收。选冶试验指标为:原矿钼品位0.52%,金1.53g/t,硫化钼精矿品位44.38%,氧化钼精矿品位23.6%,钼回收率78.2%,金回收率57.81%。     

加纳共和国某高硫金精矿选冶工艺试验研究

对加纳共和国某高硫金精矿进行全浮选流程分选,并对浮选金精矿氰化浸金。试验结果表明:该矿石采用全浮选—氰化浸出流程处理,金总回收率达85.43%,硫回收率为91.90%;对金精矿进行氰化浸出,金浸出率在95%以上,银浸出率为45%。     

某原生含砷金矿石选冶工艺流程试验研究

根据青海某金矿矿床深部原生矿石性质,对其进行了选冶工艺流程试验研究。其结果表明,采用浮选—金精矿焙烧—氰化炭浸工艺提金较为适宜。在磨矿细度-200目占70%的条件下,得到产率8.50%,金品位43.07 g/t,金回收率86.27%的金精矿;金精矿焙烧—氰化浸出提取金,金的作业浸出率大于85%。     

含砷金精矿焙烧-氰化浸取金、银的试验研究

研究了含砷金精矿焙烧-氰化浸取金、银的新工艺方法.该方法是在含砷金精矿焙烧时加入一定量的硫酸钠,可大幅度提高金、银的氰化浸出率.试验结果表明:对于砷质量分数为0.45%的金精矿,在焙烧时加入矿样量4%～5%的硫酸钠,可使金、银的氰化浸出率分别达到95%和60%以上,比原工艺方法分别提高5.0%和40%以上.     

某高硫含砷低品位金精矿选矿工艺研究

为提高某高硫含砷低品位难处理金精矿选别指标,分别采用尼尔森离心重选和高效旋流器分级工艺进行金精矿分选试验研究。试验结果表明：在保障金精矿冶炼净返系数等级的基础上,采用试验条件为重力倍数60G、反冲洗水量4 L/min、给矿速度400 g/min的尼尔森离心重选工艺,可获得金品位为30.97 g/t,金回收率为19.97%的重选精矿;采用试验条件为矿浆浓度20%、沉砂口直径22 mm的高效旋流器分级工艺,可获得金品位为26.02 g/t,金回收率为12.50%的溢流。尼尔森离心重选、高效旋流器分级工艺可使最终精矿产品的金回收率分别提高1.6%～1.9%和0.7%～1.0%。考虑到尼尔森离心重选工艺成熟工艺少、后期投资高,故推荐高效旋流器分级工艺进行该金精矿分选试验,以提高该金精矿利用价值。     

甘肃某含砷金精矿降砷选矿试验研究

针对甘肃某金精矿含砷(12.44%)高的特点,进行了金、砷分离选矿试验研究。通过试验探索,确定采用抑硫浮砷工艺流程,即金精矿细磨后采用石灰为抑制剂、硫酸铜为活化剂进行浮选毒砂抑制黄铁矿。其结果表明:抑硫浮砷工艺流程较好地解决了金精矿含砷高的问题,且浮选闭路试验获得了较好的分离效果,金精矿金品位33.65 g/t、含砷1.19%,金作业回收率91.48%。     

卡林型金精矿加压氧化—铁矾分解—非氰提金研究

某卡林型金精矿为典型难处理金精矿,绝大部分金被黄铁矿和砷黄铁矿包裹,直接浸出时金浸出率仅为7.8%。针对卡林型金精矿提金困难、氰化提金污染严重等问题,创新性提出了加压氧化—铁矾分解—非氰提金方法。卡林型金精矿经加压氧化预处理和铁矾分解处理可实现包裹金的高效解离,氧压渣和破矾渣在反应时间2 h、活性炭用量50 g/L、搅拌速度400 r/min、温度30℃、pH值1.3～1.5、空气流量2 L/min、液固比4∶1、硫脲用量4 g/L条件下,金浸出率分别为76.2%和86.1%,实现了卡林型金精矿的高效、清洁提取。     

含锑金精矿除锑预处理过程污染防治措施的探讨

采用"硫化钠浸出-硫代亚锑酸钠电积法"的先进工艺,对含锑金精矿进行除锑预处理。将含锑金精矿中的锑溶解于硫化钠溶液中,使锑与金精矿得到较好的分离,不仅能提高金精矿的品位,也能提高锑的回收率,满足黄金冶炼企业金精矿中的锑含量在1%以下的要求。     

高砷难处理金矿的提金工艺研究

论述了一种高砷难处理金精矿的提金工艺,这种金精矿的直接氰化率仅为34%。实验确定了硝酸催化氧化预处理该精矿时各主要影响因子的作用规律,确定了优化操作条件,提出了硝酸氧化浸出-炭浆氰化-氰渣浮选的原则工艺流程。实验室条件下,利用这一流程处理这一高砷金精矿,可使金的氰化回收率提高到94%～96%。     

循环流态化焙烧低硫金精矿的生产实践

低硫金精矿再浮选产出含硫25%的二次金精矿与低硫含金尾渣。对二次金精矿进行两段焙烧,再对两段焙烧的焙砂氰化尾渣与低硫含金尾渣进行循环流态化焙烧。结果表明,经过循环流态化焙烧预处理后,低硫含金尾渣中载金硫化物等包裹金矿物焙烧反应充分,金的氰化浸出回收率较改造前提高了3个百分点左右。     

难浸含砷金精矿两段生物氧化—氰化提金工艺试验研究

某难浸含砷金精矿中金矿物嵌布粒度极细,有92.00%呈次显微金（不可见）的形式存在,且金矿物嵌存状态以包裹金为主,占94.58%。对金精矿进行常规氰化浸出,金的浸出率仅为3.41%。通过采用两段生物氧化预处理—氰化提金工艺,金的浸出率提高到95.02%,比常规氰化提高了91.61%。     

循环流态化焙烧技术处理低硫精矿

采用循环流态化焙烧技术预处理低硫金精矿与低硫铜精矿,再进行氰化提金或酸浸提铜。结果表明,对含铜含砷低硫金精矿,铜的浸出率达89%,金的浸出率达93%,对低硫铜精矿,焙烧温度为580~630℃,铜的酸浸出率能达98%以上,焙砂固硫率达80%以上。     

含砷碳金精矿焙烧预氧化—氰化提金工艺试验研究

对某含砷、含碳金精矿进行常规氰化浸出,金浸出率仅为40.82%。采用焙烧预氧化—氰化提金工艺进行处理,取得了较好的技术指标:砷、硫、碳脱除率分别为71.23%、96.60%、87.63%,金氰化浸出率达到91.40%。这为有效利用含砷、含碳双重难处理金矿资源提供了技术依据。     

河北某难选金矿选矿试验研究

针对河北某金矿矿石自然金粒度大小不等、嵌存状态复杂的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程回收金取得了较为理想的指标。尼尔森选矿机处理一段磨矿产品回收中粗粒金,获得品位291 g/t、回收率26.71%的重选金精矿。尼尔森中矿并入尾矿一起再磨至-0.074 mm占85%,以丁基黄药和M-钠盐组合捕收剂强化金的浮选,获得品位122.7 g/t、回收率62.35%的浮选金精矿,金总回收率达到89.06%。相比单一浮选流程,金回收率提高3.57%。     

河南某金矿浮选尾矿回收金、铁的工艺研究

河南某金矿选矿厂采用一次粗选、二次精选、二次扫选浮选工艺流程,其浮选尾矿品位较高,金品位0.33 g/t、铁品位5.94%。为充分利用矿产资源,提高资源综合利用率,对其浮选尾矿采用重选—浮选—磁选联合工艺综合回收金和铁,获得较好指标;金精矿金品位49.96 g/t,金回收率53.81%;铁精矿铁品位48.89%,铁回收率30.62%。     

Development of Gold Extraction Technology from Refractory Gold Concentrates Based on Fine Grinding

The problem of in-site treatment of refractory gold and silver flotation concentrates is urgent in Russia at present, because the cost of concentrate treatment at copper smelters raises the cost of the recovered gold up to 30%. Sorption leaching with ultrafine pre-grinding of concentrates to a particle size of 0.010-0.020 mm has emerged as one of the perspective methods of handling this problem. A peculiarity of the devised technology is that ultrafine grinding is performed in standard ball mills loaded with different particle size material, thus providing a maximum contact surface. Typical low-coned hydrocyclones with 75 mm, 50 mm, and 35 mm diameters assembled in a multi-cyclone battery are used as classifying equipment. The proposed grinding scheme produces a final product of 98-99% minus 0.020 mm.

Pilot plant tests on pyrite and arsenopyrite concentrates from various deposits of Zabaikalie were carried out. The refractory nature of these concentrates is due to the presence of finely disseminated gold. Gold extraction from these concentrates, ground to 98-99% minus 0.074 mm in hydrometallurgical cycle does not exceed 80%. Concentrate grinding to 98-99% minus 0.020 mm enables a rise in the gold extraction in the subsequent carbon sorption cycle by 10-15% and reduces gold losses in sorption tailings by 3-5 g/t.     

高砷金精矿氧化焙烧焙砂和真空蒸馏脱砷焙砂的硫脲浸出研究

高砷金精矿经真空蒸馏脱砷后用硫脲浸出,金的浸出率可达90％以上。和金精矿直接硫脲浸出相比,金的浸出率提高了近80％,且金的浸出率随焙砂中砷含量的减少而提高;用真空蒸馏法处理高砷金精矿焙砂和常规氧化焙烧脱砷率相近的焙砂相比,在金的漫出方面具有相同的效果。     

从高硫多金属金精矿中提取金银铜试验研究

采用焙烧—酸浸—氰化工艺从高硫多金属金精矿中提取金、银、铜。其试验结果表明:在最佳条件下,金、银、铜的平均浸出率分别可达到96.56%、79.12%、91.33%。通过对比金精矿、焙砂、氰化渣中金、银的化学物相可知,硅酸盐包裹金、银不易被氰化浸出,而加入复合添加剂焙烧,硅酸盐包裹的金、银品位大幅度下降,由直接焙烧的2.05 g/t、163.35 g/t分别降到0.81 g/t、25.24 g/t。