乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

缅甸某地原生金矿提金工艺研究

对原矿金品位14.9g/t的某地高硫原生金矿,开展了原矿直接氰化浸出、重选—金精矿氰化浸出、重选—金精矿焙烧—氰化浸出和浮选—金精矿氰化浸出等四种提金工艺流程的对比试验。结果表明,原矿直接氰化浸出是合理的提金工艺流程,其金浸出率可达86.85%。     

四川某金矿选矿试验研究

由于褐铁矿类型矿石增加,四川某金矿回收难度加大。在对矿石工艺矿物学进行充分研究的基础上,进行了浮选、重选、柱浸以及全泥氰化浸出的多方案对比试验,结果表明该矿可浸性好,全泥氰化浸出试验金浸出率大于97%,重选、浮选、柱浸回收率均较低。     

国外某金矿矿石选矿试验研究

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。     

某金矿金浸出率不高的原因及解决措施

某金矿采用堆浸工艺,金的浸出率一直较低,改用全泥氰化浸出工艺进行试验,金的浸出率也没有明显的提高。为此,对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,查明了影响金浸出的主要因素为雄黄、雌黄等。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿先经浮选除去雄黄、雌黄等硫化物,浮选精矿预处理后氰化浸出,浮选尾矿直接氰化浸出的方案进行试验,金的总浸出率达到88.52%,较原矿直接全泥氰化浸出提高25.02个百分点。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

某金矿选矿工艺试验研究

对某金矿矿石进行了全泥氰化、浮选—精矿氰化选矿工艺试验研究,根据试验分析结果推荐全泥氰化为该矿石处理工艺,并通过经济技术比较确定了合适的氰化指标。     

陕西某金矿选矿工艺改造

针对陕西某金矿全泥氰化炭浆工艺存在的环境保护问题,进行了多项选矿工艺技术改造的研究,最后确定用浮选+浮选精矿氰化工艺代替现有全泥氰化炭浆流程。先后进行了"金蝉"与"绿金"等环保药剂代替氰化钠工业试验,氰化尾矿浆破氰处理工艺研究与设计,但均没有取得理想的效果。在深入总结前期工作基础上,通过多方案对比论证最终确定了浮选+浮选精矿氰化工艺流程,浮选精矿氰化尾矿压滤干堆,并增加精矿氰化尾矿浆破氰处理工艺。生产实践表明,解决了一直困扰企业的环境保护问题,提高了回收率,降低了企业运营成本。     

何家岩原生金矿石细菌预氧化提金工艺试验研究

何家岩原生金矿石中,金及金的载体矿物粒度微细,采用常规氰化浸出,金浸出率仅23%左右。对浮选金精矿采用细菌预氧化—氰化浸出工艺,金浸出率可达到92.73%。因此,采用浮选—浮选金精矿细菌预氧化—氰化浸出是处理该矿石较为适宜的工艺。     

我国选金方法及发展趋势

<正> 一、选金方法目前常用的选金方法有:混汞、重选、浮选、氰化法四种。根据含金矿石的性质及矿物可浮性的差异,往往采用联合选金工艺流程。目前选金工艺的总发展趋势是采用手选、混汞或重选、浮选和氰化法,尤其以全泥氰化炭浆法为主要发展趋势。     

贵州某含砷含碳难选金矿石选矿试验

贵州某金矿石金品位1.40 g/t,含砷1.75%、含碳2.26%,金主要以微细粒浸染状嵌布于黄铁矿和毒砂中,脉石矿物以石英、白云母和高岭石为主。为实现该金矿资源的回收利用,分别采用浮选—重选联合流程和全泥氰化浸出流程进行试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm90%,在活化剂硫酸+硫酸铜用量1 500+300 g/t、组合捕收剂异戊基黄药+丁铵黑药用量120+60 g/t的条件下,原矿经2粗2精3扫—高品位中矿二次精选—浮选尾矿摇床重选流程选别,可获得产率6.90%、金品位15.74 g/t、回收率75.68%的综合金精矿,相比原矿全泥氰化浸出工艺仅13.82%的金浸出率,指标较优,实现了该金矿资源高效回收。     

某金矿矿石选矿工艺试验研究

对某金矿矿石进行了浮选、重选 浮选、全泥氰化等探索试验,根据探索试验结果,重点对全泥氰化进行了条件试验.试验结果表明:在最佳的试验条件下,该矿矿石金的回收率可达到88%以上.     

梭罗沟金矿堆浸尾矿综合回收金试验

针对梭罗沟金矿堆浸尾矿存在回收率低,粒度分布不均匀,细泥含量较多的特点进行了堆浸尾矿回收金的试验研究。试验进行了分粒级全泥氰化浸出、堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出、堆浸尾矿炭浸法氰化浸出3种不同工艺的对比,及-10~0.1 mm粒级柱浸、-0.1 mm粒级全泥氰化浸出、-0.1 mm粒级炭浸氰化试验。试验最终确定采用堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出为最终工艺流程,同时确定了-10~0.1 mm和-0.1 mm粒级氰化浸出的最佳工艺参数,为该矿的生产实践提供了理论依据。     

贵州某卡林型金矿浮选工艺研究

贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。     

内蒙古某微细粒浸染型金矿选矿工艺研究

针对内蒙古某微细粒浸染、易泥化难处理金矿石,进行了选矿工艺试验研究。结果表明,采用阶段磨矿—重选抛尾—阶段选别的工艺流程,可以获得金精矿金品位68.12 g/t、金回收率81.31%的较好指标。氰化浸出可回收部分浮选尾矿中金,进一步提高金总回收率。     

含铝金矿氰化浸出的研究

本文以全泥氰化和浮选精矿氰化的试验为依据,探讨了长石、云母等含铝矿物对氰化提金的影响。     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

尼尔森选矿机在某金选厂重选改造中的应用

某金矿选矿厂原使用混汞—全泥氰化炭浆工艺回收金,存在环境污染、处理能力不足的问题。在分析尼尔森选矿机组成、工作原理和金矿石性质的基础上,采用尼尔森选矿机—摇床组合重选系统替代原工艺进行技术改造,以实现中、粗粒金的尽早回收。改造后,重选系统处理能力提高到700 t/d,金重选回收率达49.72%,并降低了生产成本,避免了原工艺的环境污染问题,综合效益显著。