缅甸某地原生金矿提金工艺研究

对原矿金品位14.9g/t的某地高硫原生金矿,开展了原矿直接氰化浸出、重选—金精矿氰化浸出、重选—金精矿焙烧—氰化浸出和浮选—金精矿氰化浸出等四种提金工艺流程的对比试验。结果表明,原矿直接氰化浸出是合理的提金工艺流程,其金浸出率可达86.85%。     

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%。     

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。     

某金矿石重选——浮选试验研究

某金矿石金品位1.98 g/t,嵌布粒度较粗,79.00%的金以裸露及半裸露金的形式存在。为合理开发利用该金矿资源,进行选矿试验研究。结果表明,矿石适宜采用尼尔森选矿机先回收粗粒金、重选尾矿采用丁基黄药+丁铵黑药作组合捕收剂进行浮选提金。在磨矿细度-0.074mm 69.8%的条件下,原矿1粗2精重选—重选尾矿1粗3精2扫闭路浮选试验可获得重选金精矿品位5 250.00 g/t、回收率53.03%和混合金精矿(重选中矿与浮选精矿合并)品位41.26 g/t、回收率42.52%的良好指标,实现了该金矿资源的高效回收利用。     

肃北某金矿浮选回收试验

肃北鹰嘴山金矿因开采深度增加,矿石性质发生变化,原全泥氰化浸出生产工艺流程指标变差。该金矿金品位4.60 g/t,含银42.50 g/t,嵌布粒度细小,部分金、银矿物与黄铁矿、次生铅矿物的共生关系密切。为有效回收其中的金、银,进行浮选回收试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 75%、Na_2CO_3用量1 500 g/t、LN+硫酸铜用量40+40 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量100+50 g/t、2~#油用量20 g/t的最佳条件下,原矿经1粗2精1扫闭路浮选,可获得金品位50.2g/t、含银436.0 g/t,金回收率91.94%、银回收率85.59%的金精矿。相比原全泥氰化浸出工艺,金、银回收率分别提高了10,20个百分点左右,指标良好,可作为该金矿新的选矿工艺流程。     

某低品位金矿的氰化浸出试验研究

对含金1.15 g/t的某低品位金矿进行了原矿全泥氰化浸出和柱浸浸出的实验室试验研究,研究结果表明,在原矿磨矿细度为-74μm占90%条件下,采用原矿全泥氰化浸出工艺,金浸出率79.13%;采用柱浸浸出,-10 mm粒级矿样金浸出率达到68.70%。工艺方案比较表明,在目前原矿金品位1.15 g/t、金价220元/g的情况下,推荐采用堆浸工艺开发此低品位金矿资源。     

陕西某含碳金矿保温炭浸试验

陕西某含碳金矿金品位15.00 g/t,碳含量高达4.56%,影响金的浸出。为合理开发利用该矿石,进行选矿试验。探索试验表明,保温氰化浸出浸渣金品位最低,金浸出率最高,适宜作为该金矿的氰化浸出原则流程;保温氰化浸出试验结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm占90%,在最佳浸出条件下经保温氰化炭浸—提炭—固液分离处理,可获得浸渣金品位1.49 g/t、金浸出率90.07%、金吸附率99.98%、金总回收率90.05%的良好指标,实现了金的高效回收利用,可为选矿工艺流程的确定提供技术依据。     

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%。     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

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。     

利用组合抑制剂提高高硫低品位金矿浮选精矿品位的研究

针对含硫量较高的低品位金矿进行了选矿试验研究,采用氧化钙与水玻璃组合抑制剂对部分黄铁矿进行抑制,利用丁基黄药与丁铵黑药组合作为金捕收剂进行浮选试验研究,取得了精矿金品位38.16g/t、银品位51.21g/t、金回收率89.66%、银回收率73.64%的较好选别指标。同时进行了全泥氰化浸出试验,金浸出率为93.14%,银浸出率为69.76%,全泥氰化浸出试验结果进一步表明浮选结果较好。     

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。     

河南某金矿石重选—浮选试验

河南某金矿石金品位3.40 g/t,金以微细粒嵌布为主,主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物以石英为主。为确定金回收的适宜选矿工艺流程,采用重选—浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 65%、尼尔森选矿机富集锥内离心加速度为重力加速度的60倍的条件下,以丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂,原矿经重选—重选尾矿1粗1精2扫闭路浮选,可获得金品位5 969.86 g/t的重选精矿和金品位43.94 g/t的浮选金精矿,总回收率94.36%的良好指标,可供确定该金矿石选矿工艺流程参考。     

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。     

国外某低品位氧化矿浮选-氰化法回收金的试验研究

为提高国外某低品位氧化矿中金的回收率，本文采用浮选-氰化工艺流程：在原矿磨矿细度-74 μm占74.65%，pH=9.0，调整剂氧化钙用量1000g/t、活化剂硫酸铜用量200g/t、捕收剂丁铵黑药60g/t、丁基黄药用量120g/t、起泡剂松醇油用量60g/t时，采用1粗2精2扫闭路试验流程，获得金品位24.30g/t，金回收率72.17%。进一步对浮选尾矿氰化浸出，金浸出率可达92.31%。     

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。     

青海某含金多金属硫化矿选矿试验

针对青海某含金多金属硫化矿金嵌布粒度较细、伴生元素多的特点,采用全泥氰化浸出—浸渣浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 95%后,在富氧气氛下进行全泥氰化浸出,可获得金、银回收率分别为67.37%、69.74%的贵液;浸渣洗涤后在粗选硫化钠用量2 000 g/t、组合捕收剂丁基黄药+乙硫氮用量70 g/t的条件下进行1粗2精2扫闭路浮选试验,可获得金、银品位分别为20.24,148 g/t,回收率分别为17.37%、13.71%的浮选精矿,指标较好。在回收金的同时,有价元素银、铅、锌也在浮选精矿中得到综合回收,结果可供该矿石的合理开发利用参考。     

云南某金矿提金工艺试验研究

云南某金矿石为褐铁矿化含炭糜棱岩型金矿石,原矿中金赋存状态复杂,金品位较低,仅3.56 g/t,含碳量0.619%,属低品位原生高碳金矿石。为合理开发利用该矿石,获得高品位的金精矿,降低生产运营成本,对其分别进行了全泥氰化浸出、焙烧—氰化浸出、摇床提金、单一浮选试验研究,对比各流程的试验结果,确定采用1粗1精3扫的单一浮选工艺处理该矿石,获得的金精矿品位达38.92 g/t,回收率为75.42%。     

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%。     

甘肃省某低品位金矿选矿试验研究

甘肃某金矿为低品位氧化矿石,金矿物为自然金,自然金颗粒以微细粒为主,且有37.04%以包裹金形式赋存。在矿石特征分析的基础上进行了常规浮选、重选、全泥氰化三种工艺流程对比,最终确定用全泥氰化工艺回收金。通过全泥氰化指标各影响因素的优化探讨试验,得出了最佳选别条件:磨矿细度-200目占85%、保护碱石灰用量为2000g/t、PH=10-11、氰化钠用量800g/t、浸出时间4h、矿浆浓度40%、底炭密度15g/L、吸附时间8h。在此条件下,进行氰化炭浸综合条件平行试验,可获得金浸出率93.15%、金吸附率99.45%、金总回收率92.63%的较好指标。