中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

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%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

陕西某金矿选矿试验研究

陕西某金矿裸露及半裸露金和硫化物中的金高达89%,针对该矿工艺矿物学特点,分别进行了全浮选流程试验和重-浮联合流程试验。试验结果表明,重-浮联合流程试验指标优于全浮选试验指标。最终可获得:摇床金精矿品位1300.00 g/t,含银6403.13 g/t,摇床尾矿浮选金精矿品位136.66 g/t,含银876.03 g/t,总回收率金为98.54%,银为92.13%的理想指标,最大限度地回收了矿石中的有价元素。     

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。     

河北省某铜尾矿综合回收试验研究

本文对河北省铜尾矿的性质进行了详细的条件试验,最终确定采用铜硫混浮～分离的浮选工艺,实验室闭路试验得到铜品位17.75%、含金62.60 g/t,含银664.00 g/t,铜回收率为30.47%的铜精矿及硫品位40.53%、含金6.12 g/t,含银143.00 g/t,硫回收率为21.31%的硫精矿,其中金总回收率72.29%,银总回收率27.26%。为了回收其中的铁矿物,对浮选尾矿采用磁选工艺,得到了TFe品位65.00%的合格的铁精矿,达到了尾矿资源综合回收的目的,为同类型的尾矿资源提供技术参考。     

豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。     

某金矿尾矿浮选回收金工艺研究

某金矿尾矿含金0.68 g/t，含银4.50 g/t，具有较高的综合利用价值，为进一步回收有用元素，对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明，金以自然金和包裹金的形式存在，其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明：在-0.074 mm 80%的条件下，采用1粗1扫3精的浮选工艺流程，可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿，综合回收效果较好。     

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。     

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…     

某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...     

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。     

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.     

某金矿金银回收工艺改造实践

甘肃某金矿是一个含伴生Ag的多金属矿,其中Au、Ag的品位分别为2.95、27.5g/t.在生产初期由于对金银吸附工艺了解不深,还是采用常用的活性炭逆流吸附工艺,但Au对Ag的排代作用使得银的吸附率仅为40%～50%,改为锌粉置换工艺回收金银,金的回收率和应用活性炭吸附工艺基本相同,都在99%左右,但银的置换率达到92.67%～99%,既提高了资源利用率,也给企业带来可观的经济效益.     

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。     

嵩县南沟金矿的矿物特性及金的可浸性研究

摘要:介绍了嵩县南沟金矿的工艺矿物学研究和矿石可浸性试验的成果。通过化学分析、电子探针等分析手段查清了原矿化学物质组成、矿物物质组成、矿物相对含量金的赋存状态及嵌布粒度特征:该矿石属于凝灰质砂岩、粉砂岩型金矿;金多赋存于褐铁矿中,其次是赋存在毒砂及黄铁矿中,矿石石质疏松,裂隙发育。矿石中的金主要为自然金,金的成色高,绝大部分为可见金,而且主要呈裂隙金嵌布,主要载金矿物为氧化矿物,适于用氰化法处理。在原矿金的平均品位为2.39~4.14g/t时,可得到的尾渣平均品位0.31~0.26g/t,金的浸出率为87.03~93.72%的较好指标。      

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%。     

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。     

火试金富集－重量法测定吸金树脂中的金

吸金树脂试样经配料、高温熔融后,通过熔铅捕集样品中的金,熔铅冷却后形成铅扣,试料中的其它物质与熔剂形成熔渣．利用铅扣与熔渣的比重差异将其分离,铅扣经高温灰吹后得到银合粒,以稀硝酸溶解银合粒分金,用重量法测定金量．本法测定结果与灼烧灰化－原子吸收光谱法测定结果一致,且操作简单,相对标准偏差小于0．2％,加标回收率大于98％．