某浮选金精矿浸出工艺优化试验研究

某浮选金精矿氰化浸出尾渣中Au品位1.58 g/t、Ag品位49.88 g/t,为了探索尾渣中目标矿物解离特征以及金、银未充分浸出的原因,对该浸渣开展了系统性工艺矿物学分析,结果表明,浸渣中裸露金含量占63.85%,这部分金在氰化浸出过程中属于可回收金;浸渣中有36.15%的金以包裹体形式存在,磨矿细度较粗是导致金金属流失的原因。在工艺矿物学研究基础上进行了浸出条件优化试验,确定适宜的金精矿浸出条件为:磨矿细度-0.037 mm粒级占95%、矿浆浓度50%、氰化钠浓度5 g/L、浸出时间36 h、溶氧度4.6 mg/L。在此条件下Au浸出率为99.30%,较现场生产提高1.73个百分点;银平均浸出率为64.41%,较现场生产提高24.41个百分点。     

含金银硫酸烧渣综合利用研究-选择性脱铜

采用选择性脱铜—氰化提取金银的湿法处理工艺综合回收含金银硫酸烧渣中的有价金属。重点介绍该工艺中选择性脱铜试验研究。确定的最佳选择性脱铜条件为:加酸量60 kg/t烧渣,磨矿粒度-0.045 mm占80%,浸出温度80℃,浸出时间2 h,矿浆浓度40%;在该条件下,铜、锌浸出率分别为84.36%和62.28%,铁浸出率仅为2.79%,金、银等不被浸出,取得了较好的选择性脱铜效果;脱铜渣氰化金、银浸出率分别为85.61%和69.91%,得到的铁精矿含铁64.16%,其它杂质金属含量较低,实现了烧渣中有价金属的综合利用。本研究有效解决了传统硫酸烧渣氰化提取金、银存在的浸出率低,得到的铁精矿杂质金属含量高等问题。     

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。     

边磨边浸全泥氰化工艺在北衙金矿的运用

北衙金矿4000 t/d选厂是一座常规全泥氰化炭浆厂。投产后,各项工艺指标基本达到了设计水平,但尾渣金、银品位偏高,金浸出率不到90%,银浸出率不到30%。为了进一步降低尾渣品位,提高金、银浸出率,选厂进行了一系列的工艺技改及试验研究。经过研究得出,采用"边磨边浸"工艺流程可以有效地提高金、银的浸出率。于是选厂进行技改,运用了"边磨边浸"工艺流程。技改后,工艺指标得到了明显的提高,年平均金浸出率提高了2.97%,达到92.40%,银浸出率提高了9.07%,达到35.49%;尾渣金品位下降了0.10 g/t,降至0.16 g/t,尾渣银品位下降了3.43 g/t,每年可为选厂增加5000万元以上的经济效益。     

提高硫酸化焙砂中金和铜浸出率的研究与实践

为了提高硫酸化焙砂中金和铜的浸出率,降低尾渣金品位,减少铜对氰化浸出过程的影响,考察了焙砂粒度、硫酸浓度、温度对硫酸脱铜率和脱铜渣氰化浸金率的影响。结果表明,焙砂(矿粉粒度-0.045 mm粒级占90.16%)在酸度25 g/L、液固比1.5∶1、80 ℃下浸出2 h,硫酸脱铜率达93.62%。脱铜渣在NH₄HCO₃用量10 kg/t、液固比1.5∶1、NaCN浓度0.10%条件下浸出60 h,金浸出率高达98.04%。根据研究结果,通过提高硫酸脱铜温度、硫酸浓度和氰化浸出过程增加旋流器和浸出槽数,采用两段浸出-两段洗涤措施,对现有生产流程进行了优化,铜和金回收率得到了明显提高,获得较好的经济效益。     

陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究

陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣中可供选矿回收的组分只有金和银,其中金品位为4.92 g/t左右,银品位为21.77%。工艺矿物学研究结果表明,原料中的金主要为裸露半裸露金和硅酸盐中金,铁主要赋存在赤褐铁矿中。根据原料性质特点,进行了详细的条件试验研究。试验结果表明:该焙烧氰化尾渣经高温焙烧—氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了技术支撑。     

氰化尾渣综合利用试验研究

试验采用浮选-焙烧-浸出的联合工艺,进行氰化尾渣中金、铁以及硫的综合回收利用。用黑药与黄药组合药剂进行黄铁矿的浮选富集,浮选得到硫品位为51.03%,回收率为77.7%高品质硫精矿,其含金6.12g/t,金回收率为59.10%;然后在800℃的温度下,对硫精矿进行焙烧制硫酸,硫焙烧回收率为98.60%,硫总体回收率为76.61%;最后对烧渣进行氰化浸金,金浸出率可达到96.86%,得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿,铁总体回收率为69.12%。试验的联合工艺能有效地综合回收利用氰化尾渣中的有价组分。     

难处理金精矿浸出尾渣预氧化炭浸再回收金试验研究

金精矿浸出尾渣中金品位为3.61 g/t,其中93.74%被铁、硫、石英微细包裹,难以回收,采用低温常压硝酸预氧化处理后再氧化炭浸工艺,原渣品位从3.61 g/t降为1.08 g/t,金浸出率70.25%。     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

陕西某金矿浸渣提金方法研究

本文主要针对陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣为试验物料,进行了工艺流程及条件试验研究。试验结果表明：该焙烧氰化尾渣经高温焙烧——氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了坚实的技术支撑。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

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%。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

内蒙古某金矿尼尔森重选—低氰浸出试验研究

内蒙古某金矿含金2.83 g/t,目前采用氰化钠浸出—树脂吸附工艺提金,浸渣总氰含量高达50 mg/kg。为降低氰化物用量,使得浸渣氰化物浓度达到充填技术标准,采用尼尔森重选—重选尾矿低氰浸出工 艺对内蒙古某金矿进行提纯试验研究,重点考察重选尾矿的磨矿细度、金欣用量、氧化钙用量、液固比及浸出时间对浸出效果的影响。结果表明：①在磨矿细度为-0.043 mm占87%、分选G值为80 G、流态化水量为3 L/min、给矿浓度为50%的条件下,采用“1粗2扫”工艺流程进行尼尔森重选,金累计回收率达到55.91%,金累计品位为35.48 g/t,重选尾矿含金1.34 g/t。②对重选尾矿进行低氰浸出条件试验,确定适宜的磨矿细度 为-0.043 mm占79%,氧化钙用量为5 kg/t,金欣用量为1 200 g/t,浸出时间为36 h,液固比为1.5 mL/g,此时金浸出率为91.88%,重选—浸出工艺流程综合回收率达96.42%;在上述条件下,采用树脂吸附处理贵液, 金吸附率为86.94%,合计重选—浸出—吸附全流程的金综合回收率为91.13%,指标良好。试验最终获得的浸渣总氰浓度为0.50 mg/kg,达到尾矿充填技术标准。     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。     

Enhanced leachability of gold and silver in cyanide media: Effect of alkaline pre-treatment of jarosite minerals

Composite samples of tailings containing gold (1.35 g/t) and significant amounts of silver (155 g/t) were subjected to batchwise cyanide leaching to assess the feasibility of extracting gold and silver. The tailings are waste solids arising from flotation and leaching operations whereby the flotation product (sphalerite concentrate) is calcined and then solubilised into dilute sulphuric acid solution and eventually sequestered from the electrolyte by electrowinning. Silver and gold are part of the zinc refinery residue, flotation tailings and to a limited extent the calcine leach tailings. Mineralogical results showed that composite tailings are refractory in nature (44% quartz, 17% silico aluminates and 12% jarosites).The concept of enhancing gold and silver recovery from the tailings focused on firstly decomposing the jarosite minerals by alkaline pre-treatment and then secondly leaching with cyanide solution. These two steps ensured that free gold and silver found in the zinc refinery residue and in the jarosite minerals could be leached simultaneously. The composite tailings were treated with Ca(OH)₂ solutions and then heated to 90 °C for 2 h to decompose the silver-bearing mineral (Ag,PbFe₃(SO₄)₂(OH)₆). The alkaline pre-treated tailings were then subjected to cyanide leach tests at different NaCN dosages (2.5–10 kg/t) and particle size (96–200 μm). Without an alkaline pre-treatment stage, leach efficiencies achieved were 41% and 25% for gold and silver, respectively at 40 °C and 8 h mixing time. But, better leach efficiencies (55% for Au, 81% for Ag) were achieved after the feed was pre-treated with Ca(OH)₂. The leaching mechanism of gold was explained by the shrinking sphere model denoted by surface chemical reaction.     

攀钢密地选矿厂总尾矿深度回收方案的探讨

针对福建某氰化尾渣,采用浮选、焙烧、浸出、磁选进行金、铁以及硫的回收利用。试验先进行黄铁矿的浮选,得到硫品位38.63%,回收率86.97%硫精矿,其中含金5.26g/t,金回收率为74.59%。然后硫精矿进行焙烧制硫酸,硫总体回收率为85.80%,烧渣进行还原焙烧后进行浸金,金浸出率为95.49%,浸出后进行弱磁磁选,得到品位为61.56%的铁精矿,铁总体回收率为73.15%。有效的回收利用了氰化尾渣中的有价元素。     

双氧浸出处理含碲金银精矿的试验研究

对含碲金银精矿的性质、氰化浸出技术现状以及生产实践情况进行了介绍与总结,对此类精矿进一步提高金、银浸出率进行了试验探索并取得技术突破。试验结果表明,对含碲金银精矿进行氰化浸出,金的氰化浸出率可达到98%以上,氰渣金品位降低到1 g/t以下,银回收率稳定在95%以上,效果较为明显。提出的"双氧浸出"工艺为研究改进氰化工艺提供了一条新思路。     

福建某金矿选矿尾渣的无害化处置工艺

为切实推进福建某金矿山的可持续发展，本研究在充分结合上游选矿工艺流程及指标的基础上，对选矿尾渣（炭浸尾浆及堆浸渣）处置进行了详细的实验研究。结果表明：对于炭浸尾浆中的含氰废液，采用碱氯化（漂白粉）法破氰工艺，可有效去除其中氰化物，CN-浓度从250 mg/L下降至0.217 mg/L，去除率达99.90%。实验指标成功应用于生产实践，效果同样显著。开发的选矿尾渣无害化处置工艺，即固体废渣（炭浸废渣和堆浸渣）混排用于生态修复，炭浸废水破氰达标后视生产实际回用或外排，极大地节约了矿区尾矿库库容，减少了排土场的占用。生产实践可为同类型金矿山选矿尾渣的末端处置提供基础依据。     

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%。