青海某金矿选矿试验研究

针对青海省某含金为3.80 g/t的石英脉型金矿,采用尼尔森重选-无氰浸出环保工艺,原矿在磨矿细度-0.074 mm占60.55%下进行尼尔森重选,尼尔森精矿进行摇床精选可获得含金4 543 g/t的高品位金精矿和含金60.84 g/t低品位金精矿,尼尔森尾矿进行无氰浸出后可回收12.32%的金,浸渣的金品位为0.053 g/t;最终金总回收率为98.63%,伴生银总回收率为61.01%。研究结果对高寒生态脆弱区金矿资源的开发具有一定的指导意义。     

缅甸某金矿重选-浸出选矿试验研究

鉴于缅甸某金矿性质及当地矿山实际情况,开展了尼尔森重选-尾矿氰化浸出试验条件研究。结果表明,当采用三段不同磨矿细度,三段尼尔森GRG重选流程,可得到金品位为292.91 g/t、回收率为59.86%的重砂精矿,以及金品位为6.45 g/t、回收率为40.14%重选尾矿,同时也节约了磨矿成本。重选尾矿氰化浸出较佳条件为磨矿细度-0.045 mm 78%、矿浆浓度40%、石灰用量1.5 kg/t、氰化钠用量4.0 kg/t、浸出20 h,金作业回收率为93.18%。采用尼尔森重选-尾矿氰化浸出联合流程,金的总回收率可达到97.26%。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

苏丹某金矿尼尔森重选-氰化浸出试验研究

苏丹某金矿为低品位贫硫石英脉型金矿,研究表明金主要赋存于石英粒间,以中、粗粒级嵌布为主。开展了尼尔森重选预先抛尾-中矿氰化浸出试验研究。结果表明:当采用尼尔森选矿机和摇床进行两次分选,在二段磨矿细度-0.074 mm75%的条件下可以直接抛掉产率为76.73%,品位为0.23 g/t,回收率为7.12%的尾矿,可以有效降低生产成本。重选获得的总中矿在较佳氰化浸出工艺条件:磨矿细度-0.074 mm 90%,矿浆浓度40%,石灰用量2.5 kg/t,氰化钠用量1.2 kg/t,浸出时间28 h时,金的作业回收率为95.15%。采用尼尔森重选-氰化浸出联合流程金的总回收率可以达到90.18%。     

国外某金矿矿石选矿试验研究北大核心

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。     

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为 2. 83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所 产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现 阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。 基于矿石中金的嵌布特征, 开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研 究。 结果表明:在磨矿细度为-0. 043 mm 占 87%、重力倍数为 80 G、流 态化水量为 3 L/min 的条件下进行尼尔森重选, 可以获得金品位为 35. 44 g/t、金回收率为 55. 85%的重选金精矿和 金品位为 1. 34 g/t 的重选尾矿,对重选尾矿进行 2 粗 2 精 2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为 13. 80 g/ t、金回收率为 31. 38%的浮选金精矿。 矿石经尼 尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为 87. 24%、金品位为 22. 69 g/t,尾矿金品位为 0. 42 g/t 的指标。 研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。     

环保浸金剂在老挝爬奔金矿的应用

老挝爬奔金矿采用环保药剂浸金工艺生产实践表明,在磨矿细度为-0.074 mm占90(±2)%,石灰用量为800(±100)g/t,环保药剂用量为420(±20)g/t条件下,最终金浸出率可保持在92%～95%左右,尾渣浸出毒性氰化物浓度符合国家标准GB5085.3-2007要求,采用尾矿干堆、回水循环利用后,尾矿库下游水体中氰化物、pH值、COD和悬浮物均符合国家污水综合排放标准GB8978-1996要求,相对采用氰化浸金工艺每年可节约生产成本559.00万元。     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

伊朗某高品位金矿石无氰环保浸出试验

伊朗某高品位金矿石属石英脉型含金氧化矿石,金品位4. 81 g/t,银具有综合回收价值。金主要为裸露及半裸露金,金属矿物主要为自然金、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿等。为确定该金矿石绿色环保浸出工艺,进行无氰环保提金剂浸出试验。结果表明,在磨矿细度-0. 074 mm 85%、无氰环保提金剂XJ-2用量5 kg/t、石灰用量6 kg/t、浸出浓度30%、搅拌浸出时间48 h的条件下,贵液金浸出率94. 04%、银浸出率88. 29%,尾渣金品位较低,获得了良好的浸出效果。     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

某泥质难选氧化金矿选矿试验

为给川西某含砷泥质氧化金矿的高效开发利用提供技术依据,在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对氰化浸出-重选工艺的技术参数进行了研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%、石灰用量为1 000 g/t、NaCN用量为750 g/t、浸出矿浆液固比为2∶1、浸出时间为36 h情况下,可取得76.55%的金浸出率;金品位为1.32 g/t的氰化浸渣经6-S摇床粗选（摇床冲程为12 mm,冲次为300 r/min,床面横向坡度为2.5°,冲水量为2 m3/t,给矿速度为5 kg/min）、B型间断式排料Falcon离心机扫选（给料速度2 L/min,矿浆浓度为15%,离心力场为225 g,反冲水压为0.02 MPa,转动频率为60 Hz）,可获得金品位为33.79 g/t,金回收率为19.15%的重选金精矿,金的总回收率高达95.70%。     

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%。     

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。     

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。     

磨矿介质对氰化尾渣浸出提金效果的影响研究

为对比陶瓷介质和铸铁介质搅拌磨矿对氰化尾渣中金浸出效果的影响,以中国黄金集团三和金业有限公司的金矿氰化尾渣为研究对象,开展了浸出提金试验。研究结果表明,在磨矿细度-6 μm 占 90%、JC 浸出剂用量 40 kg / t 及浸出时间 12 h 的条件下,采用陶瓷介质磨矿可获得浸出渣 Au 1. 29 g / t、浸出率 54. 45%的技术指标,采用铸铁介质磨矿可获得浸出渣 Au 2. 15 g / t、浸出率 39. 45%的技术指标。与传统铸铁介质磨矿相比,陶瓷介质磨矿条件下金的浸出率显著提高。 在陶瓷介质磨矿过程中加入 Fe³⁺后,金的浸出效果明显下降,表明 Fe³⁺的加入不利于金的浸出。 机理分析表明,铸铁介质磨矿过程中会产生Fe³⁺,Fe³⁺会在矿物表面形成羟基氧化铁( FeOOH),阻碍了 CN^-的扩散过程,恶化浸出环境,从而降低了金的浸出率。     

采用二氰胺钠浸出某金矿石试验研究

针对传统氰化钠浸金工艺严重污染环境的弊端，以二氰胺钠为浸金剂，对加拿大某金品位为3.39 g/t的金矿石进行浸出试验。结果表明：矿石磨细至-45 μm占75%，在700 ℃焙烧1 h后，获得的焙砂在二氰胺钠用量8 kg/t、过氧化氢用量1.2 mL、矿浆pH=11.5、液固比4 mL/g、浸出温度35 ℃、浸出时间24 h的条件下，可获得金浸出率为89.08%、浸渣金品位0.38 g/t的指标，二氰胺钠的浸金效果良好。并且该浸金体系的总氰化物含量远低于国家环保排放标准。因此，二氰胺钠作为一种高效低毒的金矿浸出剂，具有一定的应用前景。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t,主要金矿物为裸露及半裸露金,主要载体矿物为黄铁矿,自然金的粒度变化范围很大,细粒明金(0.01~0.06 mm)占81.15%,微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:(1)阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾,避免金矿物在磨矿中出现过粉碎,同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。(2)跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选,可预先产出部分合格金精矿,充分体现了能收早收、分级分选理念。(3)矿石采用阶段磨矿—跳汰重选—阶段浮选工艺流程处理,可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿,金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.52 g/t,金回收率为90.51%。(4)金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理,金浸出率达62.16%,最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

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%。     

甘肃某氧化型金矿石选冶技术研究

甘肃某氧化型金矿石金含量为2.25 g/t,伴生银可综合回收。金主要以独立金矿物形式存在,大部分被载金脉石矿物石英所包裹,少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。为高效开发利用该矿石资源,对其进行了选冶联合试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占73.00%条件下,经1粗1精2扫浮选、浮选尾矿重选的闭路流程可获得金品位74.2 g/t、回收率91.28%的混合金精矿。混合金精矿经石灰预处理后,经氰化钠浸出,获得了金浸出率为96.52%、金总回收率为88.10%的指标。试验结果对同类型金矿石的选矿回收具有借鉴意义。