金牙微细粒金精矿焙烧——氰化法提金试验

对广西金牙金精矿采用氧化焙烧－强化氰化浸出－活性炭吸附工艺，金的氰化浸出率为８０．５９％，吸附率为９９．５％。     

从莱山金矿浮选回收金的研究

采用常规的硫化浮选工艺,从含金的氧化矿中回收金.研究了磨矿细度、硫化钠、碳酸钠、丁基黄药及丁基铵黑药用量对回收金的影响.结果表明,过量的硫化钠对金有抑制作用,采用丁基黄药和丁基铵黑药混合捕收剂能提高金的回收率.在磨矿细度为89.52%-0.074 mm、原矿金品位为5.56 g/t的条件下,经一粗二精二扫选别.可获得金精矿品位为105.9 g/t,金回收率为85.27%的选别指标.     

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。      

某复杂低品位金红石矿浮选试验研究

对湖北枣阳某难选低品位金红石矿进行了浮选试验研究。对于TiO₂含量3.08%的原矿, 在磨矿细度-0.074 mm粒级占95%时, 采用氟硅酸钠作脉石矿物抑制剂, 水玻璃作分散剂, 苯乙烯膦酸与正辛醇以2∶3混合作捕收剂(总用量800 g/t), 获得了金红石精矿品位和回收率分别为53.7%、75.2%的理想指标。同时大大降低了苯乙烯膦酸的用量。     

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。     

刚果（金）SCM矿区低品位高氧化率铜钴矿浮磁联合选冶试验研究

刚果(金)SCM矿区低品位铜钴矿样中,铜以自由氧化铜、结合氧化铜为主,并含少量次生硫化铜,原生硫化铜甚微;钴主要以水钴矿、菱钴矿、钴白云石等氧化钴的形式存在,铜矿物、钴矿物赋存状态复杂,回收难度大。根据矿石性质和实际生产需求,试验采用“预先浮选硫化矿-硫化浮选氧化矿-磁选-浸出”的原则流程,考察了硫化剂种类、铜钴矿浮选作业药剂制度和磁场强度等因素对铜钴分选指标的影响,考察了常规浸出条件下铜钴的浸出效果。研究结果表明：采用Na₂S作为氧化铜钴的硫化剂、丁基黄药为捕收剂、硫化时间4 min时,可实现自然矿浆环境中氧化铜钴的选择性分选;以磁场强度1.1 T、磁场流速1.0 cm/s、磁脉动频率16 Hz为磁选条件,磁选氧化铜钴矿硫化浮选的尾矿,可获得良好的铜钴矿磁选效果。针对含铜1.68%、含钴0.165%、氧化率94.05%的原矿,铜钴矿分选作业采用四段氧化铜浮选、三段氧化钴浮选和两段磁选的开路试验,获得了产率20.99%、铜品位6.67%、铜回收率79.91%、钴品位0.396%、钴回收率51.70%的氧化铜钴粗精矿。对开路试验获得氧化铜钴粗精矿进行硫酸浸出,用98...     

某低品位铅锌硫化矿浮选试验研究

某硫化铅锌矿含铅锌原矿品位低、嵌布粒度细、伴生关系复杂。通过多种方案的比较,采用优先浮选抑锌浮铅的选别流程,试验采用乙硫氮作为优先选铅的捕收剂,石灰作为调整剂以及黄铁矿的抑制剂,硫酸锌和亚硫酸钠作为闪锌矿的抑制剂,之后利用硫酸铜作为闪锌矿的活化剂,用丁基黄药作为捕收剂来实现铅与锌的有效分离。试验获得铅精矿含铅51.00%、铅回收率86.63%、含银518 g/t、银回收率47.41%,锌精矿含锌51.20%、锌回收率85.27%、含银234 g/t、银回收率38.38%。     

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。     

含砷金精矿生物预氧化-氰化提金试验研究

对某含砷金精矿进行了生物预氧化-氰化提金试验研究.通过生物预氧化-氰化条件试验,确定了该矿的最佳处理工艺,有效提高了金的回收率,达到90％.     

广西某难处理金精矿氧化焙烧-氰化提金试验研究

针对广西某难处理金精矿,采用添加碳酸钠氧化焙烧—氰化提金工艺进行了试验研究。结果表明,焙砂中固硫率达85%、固砷率达95%、有机碳气化率为98%。焙砂再经氰化浸出,可使金浸出率达98%以上。为该类型高砷高碳金精矿提金提供了一条有效的利用途径。     

高碱性低品位氧化铜矿搅拌浸出研究

对湖南水口山含泥高碱性低品位氧化铜矿,开展了搅拌浸出实验。实验结果表明,在常规条件下,浸出率只有60%左右,加温搅拌浸出可达80%左右;同时得到了最佳浸出条件是:酸的浓度4%,浸出时间36 h,浸出温度30℃,颗粒直径为40目,液体的体积与固体的质量之比为6∶1。     

某低品位金铜混合矿石联合选别工艺研究

某低品位金铜混合矿石原矿样含Au0.41g/t、Cu0.22%、Ag3.5g/t、S0.51%。工艺矿物学研究结果表明,矿石中金主要以自然金形式存在,铜主要以蓝辉铜矿、铜蓝及硫砷铜矿形式存在中,还有微量胆矾和氧化铜矿。根据该矿石特性,采用尼尔森重选+浮选+氰化联合工艺选别,Au综合回收率达94.33%,Cu回收率82.38%,综合高效回收了矿石中的金和铜,为处理相同类型低品位金铜矿石提供了参考依据。     

组合捕收剂浮选氧化锌矿试验研究

贵州某地氧化锌矿含锌6.19%,锌氧化率95%左右,矿石泥化严重。为使该资源得到良好利用,对该矿石进行了浮选试验研究,试验结果表明单独使用丁基黄药或胺类捕收剂GA-1没有捕收效果,单独使用脂肪酸类捕收剂FA-1,在p H>9时有捕收效果,但不能形成稳定泡沫层,导致精矿锌回收率低,而使用FA-1和GA-1组合捕收剂时浮选指标较好。通过最陡坡法确定了粗选合适的药剂用量,当浮选入料锌品位为8.90%时,通过一次粗选可以获得精矿锌品位22.59%、锌作业回收率74.03%的指标。     

重浮联合工艺从某复杂多金属氧化矿回收金试验研究

对甘肃某多金属氧化矿进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先重选一重选尾矿经一次粗选、两次精选、三次扫选的重浮联合工艺流程,可以获得金品位42.43g/t的重选精矿和22.43g/t的浮选精矿,金的综合回收率达到81.35％.同时,银和铜也得到一定程度的综合回收.     

高砷低品位金矿的提金实验研究

研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO₃作为焙烧固定剂, Pb(NO₃)₂作为助浸剂, 最佳实验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%, 焙烧时间4 h, CaCO₃用量为矿量的2%, 焙烧温度650 ℃; 助浸剂Pb(NO₃)₂用量200 g/t, 预处理4 h, NaCN用量1.2 kg/t, 浸出时间22 h, 浸出温度20 ℃, pH=11, 液固比2.5, 搅拌速度900 r/min, 此条件下金的浸出率达到80.67%。     

低品位高含泥氧化铜矿制粒堆浸新工艺的研究

铜绿山铜铁矿氧化铜矿石品位低,泥和碱性脉石含量高,属难选氧化铜矿。该矿石除了含铜外,尚含有金,铁等金属。为经济有效地回收这种矿石中的有价金属,进行了酸化制粒堆浸新工艺的试验研究。     

新疆滴水低品位氧化铜矿常温氧化氨浸工艺研究

以新疆滴水低品位氧化铜矿为研究对象, 在(NH₄)₂SO₄-NH₃浸出体系中分别考察了磨矿细度、浸出时间、总氨浓度、氧化剂用量、NH₄⁺∶NH₃比率等因素对铜浸出率的影响。最终确定最佳工艺条件为 磨矿细度-0.074 mm粒级占86%, 反应温度25 ℃, 搅拌转速200 r/min, 一段浸出液固比2∶1, 过硫酸铵0.15 mol/L, 氨水浓度3 mol/L, 硫酸铵浓度1.5 mol/L, 搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;二段过硫酸铵、氨水和硫酸铵添加用量减半, 继续搅拌浸出1.5 h, 静置0.5 h;三段浸出药剂用量与二段浸出相同, 搅拌浸出2 h, 静置4 h完毕。该条件下, 可获得铜浸出率大于86%的优良指标。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

某金矿工艺改造试验研究

某低品位氧化型金矿石含有少量硫化物。根据矿石性质及现场实际,采用浮选－金精矿浸出－锌粉置换的工艺流程,氰化浸渣综合回收铅,最终金总回收率为86.79%,银总回收率69.85%,并可得含铅为43.8％的铅精矿。此方案已在生产实践中得到验证。