高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

黔西南某微细浸染型金矿浮选提金探索研究

对黔西南某微细浸染型金矿开展了浮选试验研究, 初步探索了浮选法提金的较优工艺条件。在磨矿细度-0.075 mm粒级占73.17%, 丁基黄药与丁铵黑药配比为4∶1、总用量为100 g/t, 活化剂硫酸铜用量200 g/t, 起泡剂2^#油用量80 g/t条件下, 采用一粗一精一扫闭路浮选流程, 可得到金品位2.11 g/t、回收率39.28%的金精矿。     

某金矿石选矿试验

某蚀变碎裂岩型金矿石中金以裸露金和半裸露金为主。对该矿石进行了浮选试验研究,结果表明,该矿石在磨矿细度为-200目占65%的情况下,以丁铵黑药+丁基黄药为组合捕收剂,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为72.19 g/t、银品位为67.64 g/t、金回收率为96.00%、银回收率为72.07%的金精矿。     

某多金属含金难处理矿石浮选工艺研究

某多金属含金难处理矿石含铜0.21%、金0.55 g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选采用石灰调整矿浆、Z-200与丁基铵黑药为组合捕收剂,扫选采用丁基黄药与丁基铵黑药为组合捕收剂的新药剂制度。粗扫选作业的差异化给药,有效提高了铜、金的回收指标。在磨矿细度-74μm占68.63%的条件下,通过一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程试验,获得精矿含铜14.72%、含金23.45 g/t,铜回收率90.29%、金回收率60.92%的指标。     

甘肃某金锑矿选矿试验研究

以甘肃某金锑矿为研究对象,在矿石工艺矿物学研究的基础上,通过系统的浮选试验,对含锑0.73％、金2.42 g/t的原矿,确定在磨矿细度为-0.074 mm占82％时,采用单一的水玻璃作为脉石矿物抑制剂,以硝酸铅活化含锑矿物,混合使用乙基黄药和丁铵黑药优先浮选锑,组合采用硫化钠与硫酸铜活化浮锑尾矿中的载金矿物,混合使用Y89黄药和丁铵黑药浮金,浮金回路添加少量苯甲羟肟酸以强化浮选效果,实验室小型闭路试验可获得锑精矿品位50.67％、回收率78.43％;金精矿含金60.89 g/t、回收率80.52％的选矿指标.     

某高硫金矿综合回收浮选试验研究

某高硫型金矿石中的金矿物主要为自然金,金品位为3.50 g/t,并可综合回收银和硫.为实现该金矿资源的高效综合回收利用,在磨矿细度-0.075 mm占70％的条件下,采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺流程,以丁基黄药与丁铵黑药为组合捕收剂,可获得金品位40.46 g/t、银品位52.38 g/t、金回收率95.62％...     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率，本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%，pH=9.0，调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时，采用1粗2精2扫闭路试验流程，获得金品位24.30g/t，金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出，金浸出率可达92.31%。     

提高金浮选回收率的研究

针对矿石性质 ,采用 3 8号捕收剂与丁基铵黑药 3∶2配成混合捕收剂 ,松醇油作起泡剂 ,磨矿细度 -74μm 66.66% ,工艺流程为一次粗选、一次精选、一次扫选或一次粗选、两次精选、一次扫选 ,获得金精矿产率大于3 .3 2 % ,品位大于 65 .70 g/t,回收率大于 93 .48% ,实现提高金浮选回收率的目的。     

含高砷金矿浸金工艺研究现状

针对含高砷金矿中砷的伴生类型、高砷金矿浸出金的工艺特点,介绍了浮选 细菌预氧化法、氧化焙烧法、加压氧化法等主要浸金方法。同时,也对其他一些工艺方法的最新发展动态进行了研究,以便根据具体情况选择适用的工艺方法,使含高砷金矿浸金率得到提高,从而达到最佳经济指标。     

氰化浸金系统优化浸出给料的生产实践

在黄金矿山金精矿氰化生产过程中,为进一步提高进入氰化作业系统金精矿的细度,达到提高氰化回收率的目的,在现场试验研究的基础上,将试验结论应用于生产实践,通过对金精矿再磨系统中磨矿分级工艺参数的调整,采取包括球磨机转速、磨矿介质、旋流器参数、给矿排矿参数、增加边磨边浸作业等一系列调整措施,实际生产中最终实现了金精矿入浸细度-38μm含量由原来的不足85%提高到目前的90%以上,降低了氰渣品位,最终氰化回收率提高了0.17个百分点,产生了巨大的经济效益。     

某难处理金矿的浸金实验研究

某矿石为显微金为主的高砷高硫低品位难处理矿,通过探索实验,确定了加助剂焙烧-加活化剂氰化的工艺,并确定其最优条件,使浸出率得到提高。     

碱性硫化物浸出含锑金精矿过程中的抑金措施

在含锑难冶炼金矿碱性浸出脱锑生产工艺中的金伴随浸出是一种普遍的现象，此现象使金进入到锑浸出液中，造成了一定的损失。本文根据碱性硫化物在氧化环境中的不稳定性以及碱性多硫化物浓度对于金、锑浸出过程中的反应级数差等理论，并结合实际生产情况，研究了空气氧化、二段浸出对碱性硫化体系浸锑过程中的抑制金浸出的效果。在浸出矿浆中通入4.5L/（L*min）的空气，氧化浸出4h后，Sb浸出率63%，Au浸出率0.86%。采用两段浸出法，Sb浸出率为89%，Au损失率为浸出4.2%，相比一段浸出Au损失率降低6.0%。     

高银合质金快速提取金的工艺研究

针对某黄金精炼厂一种高银合质金进行了湿法提纯工艺研究.该工艺主要包括粉化造粒、硝酸分银、氯化分金、金还原、废水及废气处理等工序组成.结果表明,采用以上工艺处理高银合质金硝酸分银率达98％以上,氯化分金率达99％以上,产出的金粉纯度大于99.99％,且质量稳定.该工艺具有提纯速度快、处理成本低等优点,可有效解决金、银互相包裹的问题,为企业创造了可观的经济效益,在黄金生产领域具有一定的推广价值.     

新疆阿克塔斯金矿提金工艺

新疆阿克塔斯金矿床主要产于石英二长岩体与中泥盆统北塔山组中酸性火山岩的接触带。矿石中的金以微细粒状的自然金形式包裹在含石英 95 %以上的石英脉和石英中 ,部分自然金以裂隙金的形式存在 ,属难浸金石英脉矿石。为了开发利用该种矿石 ,发展当地经济 ,我们对该种矿石进行了提金工艺研究。1　金矿床矿石特征该矿床矿物成分比较简单 ,其中矿石矿物主要为黄铁矿、黄铜矿 ,含少量磁铁矿、镜铁矿、菱铁矿。贵金属矿物主要为自然金、银金矿。脉石矿物以石英为主 (含量大于 90 %以上 ) ,同时还含有少量绢云母、绿泥石。2　矿石中金含量分析根据…     

云南某金精矿氰化提金试验研究

对云南某金精矿进行氰化提金工艺研究,该金精矿含金33.3 g/t,其中金主要以自然金的形式赋存于硫铁矿物或风化的金属氧化物裂隙中。试验主要从磨矿细度、氰化钠用量、石灰用量、浸出时间、液固比等几个因素考察对浸出率的影响,并通过试验确定了最适宜的工艺条件,在此条件下金浸出率可达97.90%。同时,研究了加助浸剂双氧水对浸出率、氰化钠耗量、浸出时间等工艺参数的影响。结果表明,加助浸剂可显著加快金的浸出速率,缩短浸出时间,并减少NaCN消耗。     

新疆阿希金矿含砷金精矿的两段焙烧工艺研究

本文对新疆阿希金矿含砷复杂金精矿进行了研究,结果表明,两段焙烧工艺能有效脱硫脱砷,大幅提升金的浸出率。较适宜的处理条件为：第一段在550℃弱氧化气氛下焙烧1h,第二段在600℃氧化气氛下焙烧1h,焙砂采用稀硫酸浸出,浸出时间2h,控制终点pH值1.0~1.5,酸浸渣细磨至-0.038mm约占90%,氰化采用两浸两洗流程,每段氰化浸出24h,氰化钠消耗量为5.1kg/t_酸浸渣,金浸出率达到93.34%。     

青海牧羊沟金矿载金矿物特征与金的赋存状态

牧羊沟金矿为东昆仑造山带一大型金矿,隶属于青海省同德县。牧羊沟金矿矿石分为两类:原生金矿石和氧化金矿石。原生矿石中主要金属矿物为黄铁矿、毒砂、菱铁矿、辉锑矿及闪锌矿等,脉石矿物主要为石英、白云石和方解石等。氧化矿石中金属矿物主要为黄铁矿、褐铁矿、毒砂等,脉石矿物主要为石英、绢云母、碳酸盐等。矿石中有用元素为Au,伴生元素为S和As,而其它元素含量较低。牧羊沟金矿主要的载金矿物为黄铁矿、毒砂和褐铁矿,其次为辉锑矿、闪锌矿等。矿石中金主要与褐铁矿、黄铁矿和毒砂等金属硫化物关系密切,石英、绢云母等脉石矿物中不含金。各载金矿物中可见金存在四种嵌布形式:包裹金为主,裂隙金、晶隙金和吸附金次之。     

从难处理含金黄铁矿中回收金的研究

云南某金矿的金主要以包裹体状赋存于黄铁矿中,浮选硫精矿硫品位46.18%、金品位42.42g/t,采用火法焙烧-氰化浸出的工艺回收硫和金.将硫精矿在800℃焙烧3 h脱硫,然后在矿浆液固质量比为2:1,用石灰调浆至pH=10,氰化钾用量1 kg/t的条件下从烧渣中浸出金,获得硫回收率为99.79%,金浸出率为87.14%的指标.