某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

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。     

某高泥质银金矿氰化浸出及柱浸对比试验

针对某银金矿石含泥质高、堆浸时渗滤性差等问题,分别进行了全泥氰化浸出和柱浸浸出对比研究。试验结果表明:采用制粒—固化—柱浸工艺流程,可获得金浸出率为81.98%、浸渣金品位为0.17 g/t,银浸出率为53.98%、浸渣银品位为8.26 g/t,氰化钠耗量为0.444 kg/t、石灰耗量为6 kg/t的较好指标,研究结果为下一步工业化生产提供了技术保障。     

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%。     

氰化尾渣综合利用工艺分析与探讨

介绍了我国黄金矿山综合开发利用及含铜、砷浮选金精矿氰化尾渣处理的现状;分析了影响金银浸出的原因及机理。试验研究表明,通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,氰化尾渣中金、银的浸出率分别提高到82.92%和61.54%,浸渣中金、银品位分别降至0.55 g/t和30 g/t。     

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。     

甘肃某金矿强化浸金试验研究

针对甘肃某矽卡岩型金矿石浸渣金品位偏高、金浸出率低的问题,对含金3.70 g/t的金矿石,进行了预氧化、边磨边浸、助浸剂助浸、富氧浸出等多种强化浸金方案对比试验,获得金浸出率91.08%～92.16%的较好指标。本试验研究对该类型金矿的氰化浸金具有借鉴意义。     

某难处理金矿石浮选—氰化浸出试验

对某难处理含金石英脉矿石进行了高效利用试验研究,采用浮选可获含金54.20g/t,金回收率为73.23%的金精矿和含金1.43 g/t的尾矿。对金精矿和尾矿分别进行氰化浸出处理,获得了回收率53.49%的贵液和回收率36.21%的金精矿浸渣(含金26.80 g/t),金总回收率达到89.70%。该浮选—精尾分浸工艺流程为该难选金矿提供了较好的开发利用方案。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%；Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿；再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t；NaCN用量为2317.91 g/t；浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致；浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%；Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

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。     

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%。     

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。     

云南某难选金矿石重—浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金。试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85%的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/、t回收率32.65%的重砂;金品位42.07 g/、t回收率53.46%的浮选金精矿,总金回收率达86.11%。     

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。     

老挝某金尾矿浮选—氧化浸出试验研究

老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO₄和Pb(NO₃)₂为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。      

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t，含银565 g/t，金矿物主要为自然金，呈独立矿物形式存在，部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中，裸露金占总金的72.29%，铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%；银矿物主要以辉银矿形式存在，嵌布粒度较粗，硫化银占总银的91.33%，自然银和氯化银含量较低，分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用，进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下，采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理，可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t，金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿；金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出，浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t，金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%，全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

含金铜铅混浮精矿分离试验研究

在含金铜铅分离时,除了考虑铜铅分离效果外,金、银在精矿产品中分布对选矿技术经济指标也有较大的影响。本文以云南某复杂含金硫化铜铅锌矿,铜铅混合精矿为分离试验对象,结果表明,在铜、铅浮选指标相近的情况下,采用抑铅浮铜方案,在最佳的工艺条件下,铜精矿含金提高了17.95g/t、回收率提高了23.83%,大大提高了选矿厂技术经济指标,获得了含铜品位为22.82 %、含铅5.63 %、含金71.97g/t、含银596.39g/t的铜精矿,其铜回收率为89..66 %、金回收率为93.17%、银回收率为28.33%;及含铅品位为75.43%、含铜2.80 %、含金4.61g/t、含银1136.51g/t铅精矿,其铅回收率为91.79 %、金回收率为6.83%、银回收率为71.67%的较好试验指标,为选厂技术改造提供了理论依据。     

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。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。