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。     

某地金铜氧化矿综合利用工艺的研究（上）──硫酸浸铜─炭浆法提金工艺

本文阐述了对某地金铜氧化矿进行硫酸浸铜—炭浆法提金和浮选分离回收金和铜的两种选冶工艺流程和条件的研究结果。浸出工艺金、银和铜的回收率分别为８７．１２％、７５．２６％和８１．１６％；浮选工艺相应的回收率为７９．６３％、５３．２０％和４０．８６％。经初步技术经济分析比较，以硫酸浸铜—炭浆法提金工艺的效果最好。本文上篇主要介绍浸出工艺试验，下篇介绍浮选工艺研究。     

千糜蚀变岩含金矿石选冶工艺研究

<正> 炭浆提金工艺与传统的逆流倾析法及浮选法相比,具有较高的回收率和显著的经济效益。内蒙古十八倾耗金矿是一中型金矿床,对该矿石进行的浮选法和炭浆法的试验研究表明,炭浆法的回收率比浮选法高11%。日处理100吨原矿的选矿厂采用炭浆工艺时要比采用浮选工艺每年多盈利74万元。(一)愿矿性质矿床属千糜蚀变岩型、石英脉型和混合型。硫化物含量较低,泥化严重。矿石中主要金属矿物有自然金、自然银、黄铁矿和黄铜矿。脉石矿物主要有绢云母、黑云母、石英、绿泥石和粘土。自然金主要以包裹体形式分布在黄铁矿及褐铁矿中,在黄铁矿中占28%,褐铁矿中占35%,其余在方解石中,少量在石英中。自然金以浸染状、星点状、局部富集成斑点状不均匀分布在矿石中。自     

云南某金铜混合矿选矿试验研究

介绍了采用炭浆提金—磁选、浮选工艺处理某金铜矿的试验研究现状,并从产品方案、技术、经济、现场管控等方面进行了两种处理工艺的比较。结果表明,炭浆提金—磁选工艺处理该矿石经济效益较好。     

煤金团聚法提金进展

本文主要从煤金团聚法(Coal Gold Agglomeration)提金技术的由来、发展、团聚机理、聚团的制作和后处理、对难处理金矿的处理及该工艺和炭浆法的比较等方面,综述了煤金团聚国内外近年来新进展.无污染提金技术是黄金提金研究发展的主要方向之一,煤金团聚工艺具有回收金的范围宽、选择性强、回收率高,流程简单等特点,可以替代重选和混汞法,可对现有的黄金选冶工艺进行改造,利用煤金团聚法提金或用煤-油-金聚团法强化浮选.本文旨在深入认识煤金团聚工艺,推动煤金团聚法的研究和工艺应用.     

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...     

夹皮沟金矿选矿工艺改造的比选

针对夹皮沟金矿选厂目前全泥氰化炭浆提金生产工艺产生的氰化尾渣和含氰废水处理污泥危害性大、经济效益低的问题,通过比较分析全泥氰化—无害化处理、浮选、重选—浮选、重选—浮选—金精矿氰化4种工艺的优缺点,从金回收率、投资费用、技术可靠性、安全环保等方面考虑,推荐采用全泥氰化—无害化处理和重选—浮选—金精矿氰化两种工艺作为原工艺改造的方向,并应结合实际进行优化。     

黄金氰化厂设计中几个问题的探讨

针对黄金氰化厂设计中有关CIP法和CIL法的区别,炭浆法和锌粉置换法提金工艺的宏观选择原则,金的浸出速度与氰耗和氧耗之间的关系,以及影响氰化物消耗的诸因素等进行了分析探讨;试图从基本理论、试验结果和生产实践等方面,澄清一些设计上的模糊认识,并提出了一些建议.     

小秦岭难选氧化金矿选冶试验研究

对小秦岭地区难选氧化金矿石进行了选冶试验研究,用浮选法将低品位矿石富集成高品位的精矿,精矿用炭浸法回收,原矿金1.82 g/t,浮选金回收率80.52%,炭浆提金回收率97.53%,金总回收率78.53%.既降低了矿石人选品位,又提高了经济效益.     

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。     

某碳质金矿提金方案比较

介绍了某碳质金矿矿石两种提金方案的技术经济初步分析结果。研究表明,在焙烧—氰化方案与浮选—分支提金方案中,后者的经济效益较佳     

金矿石的新型环保浸出剂研究现状与应用进展

近年来,随着氰化物在金矿石浸出过程中所造成的环保压力急剧加大,越来越多的黄金矿山开始寻找氰化物的替代品。随着选矿技术的不断进步,以代替NaCN为目标的浸金药剂亦在不断推陈出新。从作用机理、特点及应用等方面介绍了传统无氰药剂和新型环保浸出药剂在金矿石浸出工艺中的研究与应用进展。与氰化物浸出效果对比表明,无氰药剂和新型环保浸出剂在黄金提取生产中替代氰化物的趋势越来越明显,并概述了金矿石的新型环保浸出剂未来的发展趋势。      

PVC废塑料与石煤混合焙烧-酸浸提钒试验

石煤提钒过程中,为提高钒浸出率,往往会在焙烧阶段添加添加剂,而PVC废塑料则是没有得到很好回收利用的大宗废弃物。针对这一状况,以PVC废塑料为添加剂,进行了石煤提钒工艺条件研究。结果表明：①在焙烧过程中加入与石煤质量比为10%的PVC废塑料,在升温速率为10 ℃/min,焙烧温度为800 ℃,焙烧时间为60 min,焙砂酸浸的硫酸体积浓度为15%,液固比为1.5 mL/g,浸出温度为95 ℃,浸出时间为4 h情况下,钒浸出率可达92.60%,与空白焙烧-酸浸工艺相比,钒浸出率提高了6.50个百分点。②石煤焙烧阶段加入10%的PVC废塑料后,石煤中各主要元素的浸出率有不同程度的提高,说明PVC的加入有助于破坏石煤的矿物结构,促进后续酸浸过程中钒的浸出,但并不给后续富集钒和沉钒工艺带来不利影响。因此,在石煤提钒焙烧过程中添加PVC废塑料,可改善钒的浸出效果,降低钒的浸出成本,实现PVC废塑料的综合利用,经济效益和环境效益显著。     

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。     

国外某含铜金矿石选矿工艺优化与生产实践

国外某含铜硫化金矿石采用硫（金）浮选-金精矿氰浸-活性炭吸附工艺回收金。由于金精矿中含铜高达1.15%,氰化浸金时,铜矿物不仅影响金的氰化浸出（氰化物对金的选择性不及对铜的选择性）,而且铜矿物的浸出大量消耗氰化物,造成氰化物消耗量大;浸出液含铜高,炭吸附金时产生高铜炭,炭浸尾渣除氰漂白粉耗量高;且后续金冶金环节,高铜炭解吸和精炼时间长、成本高,活性炭再生难度大,炭吸附能力下降。为解决因金精矿含铜高所带来的一系列问题,在对金铜混浮-精矿再磨-铜硫(金)分离工艺流程进行试验研究的基础上,完成了现场工艺改造。生产实践证明,采用该工艺处理现场矿石,可取得金品位为13.09 g/t、含铜0.07%、金回收率为35.00%的金精矿和铜品位为14.00%、含金203.69 g/t、金回收率为60.00%、铜回收率为92.00%的铜精矿。工艺改造后,氰化物等药剂用量及生产成本大大降低,金回收率明显提高,并产出了铜精矿,企业获得了显著的经济效益。     

某尾矿回收金工艺对比试验研究

某浮选尾矿金品位偏高,品位为0.55 g/t。为回收该尾矿中的金,试验进行了直接磨矿浮选、分级粗粒再磨—全粒级浮选、尼尔森重选、氰化浸出四种工艺对比研究。研究结果表明,分级粗粒再磨—全粒级浮选工艺更适合该尾矿中金的回收,该工艺可获得金精矿产率为0.81%,品位为35.18 g/t,回收率为53.53%,浮选指标较好,工艺简单,按照现场原矿生产浮选流程,生产上易操作。经初步经济分析,该尾矿吨矿利润可达27.74元,工业应用价值较好。     

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。     

混合非氰药剂对微细浸染型金矿浸出的影响研究

采用混合非氰药剂对某微细浸染型金矿进行了实验室浸出试验研究。优化后的工艺条件为: Q-1用量50 kg/t, Q-3用量105 kg/t, 充气量1.8 m³/h, 液固比2, 常温搅拌24 h; 搅拌后矿浆直接采用非氰药剂SZS浸出, 浸出条件为: SZS用量4.4%, Cu²⁺浓度0.06 mol/L, NH₃·H₂O浓度1 mol/L, Na₂SO₃浓度0.15 mol/L, 液固比3, pH值10~11, 常温搅拌4 h, 在此条件下可获得金浸出率85.35%的指标。     

四川某低品位金矿非氰浸出试验研究

对金品位为1.55 g/t的氧化矿采用非氰药剂进行浸金的工艺流程,考察了磨矿细度、药剂DZC浓度和浸出时间对金浸出率的影响。确定该金矿适宜的非氰浸出条件:磨矿细度-74μm含量占69.90%、石灰用量4 000g/t、矿浆液固比为2∶1、浸出药剂DZC浓度0.08%、浸出时间8 h,可获得金的浸出率为93.33%的良好指标。表明该氧化金矿在常温常压下,采用非氰浸出工艺是可行的。     

微细浸染型难选金矿两段预处理-非氰化浸出研究

以微细浸染型金矿为研究对象, 直接采用非氰化药剂TL浸出时, 浸出率较低。结合TY-TJ氧化体系在废水处理中的成功应用, 将该氧化体系应用于微细浸染型金矿的湿法化学预处理。采用TY-TJ氧化、碱两段预处理-非氰化浸出工艺, 在TY用量4 kg/t、TJ用量2 kg/t、氧化预处理时间2 h、氢氧化钠用量20 kg/t、碱预处理时间10 h、浸出剂TL用量10 kg/t、浸出时间4 h、液固比3∶1的条件下, 金浸出率达89.93%。该工艺具有环境友好、金浸出率高等优点, 在微细浸染型金矿开发利用中具有一定应用前景。