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。     

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。     

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。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

某铜金银硫多金属矿综合回收选矿试验研究

甘肃某多金属矿可综合回收利用的有价元素为铜、金、银、硫,试验研究针对该矿石次生铜含量高、铜硫嵌布关系紧密、有用矿物粒度细的性质特点,采用铜硫混合浮选—粗精矿再磨—铜硫分离工艺流程和新型药剂酯-11,获得了铜品位19.05%、铜回收率90.07%、金品位7.46g/t、金回收率60.43%、银品位42.00g/t、银回收率41.20%的铜精矿和硫品位41.28%,硫回收率62.22%的硫精矿,为该矿石的综合回收提供了技术依据。     

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%。     

提高某铁选矿厂铜、硫、金回收率试验研究

某高铁铜硫多金属矿铁品位45.80%、铜品位0.48%、硫品位2.3%、金品位0.24g/t,有用矿物相互嵌布影响分选效果。采用"铜硫混合浮选—浮选尾矿磁选回收铁—铜硫分离"的联合工艺流程处理该矿石,并采用Mos-2+MA-1组合捕收剂捕收、铜硫粗精矿再磨及强化扫选等手段,可获得铜品位20.14%、金品位8.73g/t、铜回收率88.53%、金回收率76.75%的铜精矿;硫品位41.56%、硫回收率77.70%的硫精矿;铁品位67.83%、铁回收率90.24%的铁精矿,实现了矿石中铁、铜、硫、金的高效回收。     

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%。     

某铜铅锌矿工艺矿物学及选矿试验研究

某铜铅锌矿具有矿石嵌布关系复杂、嵌布粒度不均匀的特点,属于难选的复杂多金属硫化矿。该矿石中主要的回收对象为黄铜矿、方铅矿和闪锌矿,其铜、铅、锌的品位分别为0.20%、0.78%和1.64%。通过系统的工艺矿物学研究,全面地了解了该铜铅锌矿的矿石性质。最终确定采用"铜铅部分混合浮选—选铜铅尾矿活化选锌"的原则工艺流程。获得了含铜6.01%,回收率为77.54%,含铅21.26%,回收率达到88.85%的铜铅精矿;及含锌44.27%,回收率达到74.75%的锌精矿。金、银大部分富集在铜铅精矿中。含金、银分别为37.27 g/t、1539.50 g/t,较好地实现了铜、铅、锌、金、银有价元素的综合回收。     

国外某难选金铜矿综合回收选矿试验研究

国外某难选含砷金铜矿采用浮选—氰化联合选别工艺,组合抑制剂抑砷,综合回收了矿石中的铜和金。浮选优先获取了可以直接销售的含砷合格铜金精矿,浮选尾矿氰化浸金补充回收了残留在其中的金,使铜、金综合回收率分别达到了78.73%和94.50%。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

硫精矿焙砂提金及铜锌综合回收试验研究

针对云南某矿山硫精矿焙砂中铜、锌、硫、砷含量高及铁氧化物包裹金等问题,开展了常规氰化浸出和酸浸—氰化浸出两种不同方案回收金的试验研究.结果表明,常规氰化浸出金的浸出率为84.52％,酸浸—氰化浸出的酸浸过程铜、锌浸出率分别为40.25％、38.79％,后续金的浸出率为85.82％.综合比较,酸浸—氰化浸出工艺更优,比常...     

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。     

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...     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

新疆某金矿氰化尾渣回收铜的试验研究

新疆某金矿氰化尾渣含Cu0.29%、Pb0.27%、Zn0.66%、Au0.65t/g、Ag6.2t/g,铅锌氧化较严重而难于回收,铜为主要回收对象,进行了药剂制度和浮选条件的探索试验研究。在一粗一扫二精的条件下,选用Na2SO3+ZnSO4为锌硫矿物的抑制剂、PAC为铜矿物捕收剂,获得了铜品位15.27%、铜回收率80.55%,铜精矿中金品位8.32g/t,回收率23.46%;银品位129g/t,回收率37.69%的指标,实现了尾渣中铜矿物的综合回收。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。