陇南紫金难处理金精矿工艺矿物学研究

采用多元素分析、X射线衍射、矿物解离度分析和电镜扫描等方法，开展陇南紫金金精矿的工艺矿物学研究，深入分析矿物组分、各物相赋存状态以及金的伴生规律。研究结果表明：该金精矿S和As质量分数分别为42.12%和2.31%，硫化物包裹金占比为56.19%，属于硫化物包裹难处理金矿；金矿物粒度为1~10 μm，以银金矿为主，并含有少量的自然金；金矿物的单体解离度为30%，未解离的金矿物均与黄铁矿连生，呈半包裹半裸露状或完全被包裹状。基于金矿物的单体解离度随着矿物粒度减小而增大的特性，可通过超细磨的方法，增加金与浸金试剂的接触，为提高金的回收率创造良好条件。     

青海某难浸金矿的工艺矿物学研究

青海某金矿石中含金5.2×10^-6,硫1.82%,砷1.01%,锑0.73%,铁4.19%,实验室直接氰化浸出时金回收率不足50%,属于典型的含砷锑难浸金矿。为查明影响金浸出的矿物学因素,采用X射线衍射仪（XRD）和扫描电镜（SEM-EDS）,并结合传统的光学显微镜对该难浸金矿中金的赋存状态及主要载金矿物的嵌布特征进行了研究。结果表明：该矿石中金的赋存状态主要有3种,即可见自然金（明金）、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金。其中,可见自然金占比较低,仅为42.87%,主要嵌布在辉锑矿、毒砂和石英等矿物颗粒间或裂隙中;硫化矿物包裹金占比为46.83%,主要以显微、次显微金或固溶体的形式赋存于毒砂、辉锑矿和黄铁矿等硫化矿物中;脉石矿物包裹金占比为10.3%,主要以显微、次显微金或微细粒包裹体的形式赋存于石英、长石和方解石等脉石矿物中或矿物颗粒间。由此可知,自然金占比低、硫化矿物包裹金和脉石矿物包裹金含量高是造成氰化浸出时金回收率低的主要原因,工艺矿物学研究结果为该金矿的合理开发利用提供了重要参考。     

硫化矿金矿的细菌氧化处理

1概述由干硫化矿金矿通常是皇显微粒质浸染状存在于许多硫化矿物中，即使细磨后，仍有相当一部分不能用氰化法有效浸出．影响回收率和经济效益，因此，用细菌氧化处理硫化矿金矿日益受到人们的重视。2细菌氧化处理原理用细菌氧化浸出法使硫化矿分解，并使包巢金解离出来，以便用氰化浸出，是目前处理难浸矿石的一种新工艺。它是基于某些细菌（氧化亚铁硫杆菌和氧化硫杆菌，它们都天然存在于大部分硫化矿体中）具有使硫化矿氧化的能力，使硫化物的疏离子氧化成亚硫酸根离子，加速硫酸亚铁氧化反应进行。细菌氧化硫化物有直接作用和间接作用两…     

次氯酸钠高碱高盐氧化分解贵州某难处理金矿载金硫化矿的研究

在我国南方广泛发育着产在富亩有机质的海相细粒碳酸盐型沉积碎屑岩系的碳质难处理金矿在这类金矿中金以微细粒自然金赋存在黄铁矿等载金矿物中,常规氰化难以浸出,浸出率大约为10% 。去除载金硫化矿物的包裹干扰是实现金浸出的有力措施．次氯酸钠作为一种强氧化剂特别适台碳酸盐岩矿浆舟质中氧化分解硫化矿去除金浸出的包裹干扰。黄铁矿的氧化分解受有效氯浓度、氯化钠浓度、液固比及pH等多种因素的干扰,经次氯酸钠氧化分解后,金的包裹干扰已基本消除,金的浸出率可达85%     

次氯酸钠高碱高盐氧化分解贵州某难处理金矿载金硫化矿的研究

在我国南方广泛发育着产在富含有机质的海相细粒碳酸盐型沉积碎屑岩系的碳质难处理金矿。在这类金矿中金以微细粒自然金赋存在黄铁矿等载金矿物中 ,常规氰化难以浸出 ,浸出率大约为 10 %。去除载金硫化矿物的包裹干扰是实现金浸出的有力措施 ,次氯酸钠作为一种强氧化剂特别适合碳酸盐岩矿浆介质中氧化分解硫化矿去除金浸出的包裹干扰。黄铁矿的氧化分解受有效氯浓度、氯化钠浓度、液固比及 p H等多种因素的干扰 ,经次氯酸钠氧化分解后 ,金的包裹干扰已基本消除 ,金的浸出率可达 85%。     

玻利维亚某矿金钴多金属矿石工艺矿物学研究

通过对玻利维亚某金钴多金属矿石的工艺矿物学研究,查清了原矿物质组成,矿石的结构构造和金、钴、铜、铋的赋存状态。金载体矿物为硫（辉）钴矿、黄铜矿、辉铋矿。银金矿和硫（辉）钴矿包裹于毒砂矿物中,单体解离困难,只能以毒砂精矿回收,铋以辉铋矿的形式包裹于黄铜矿和毒砂中,可以在回收毒砂和黄铜矿过程中综合回收。     

云南迪庆铜铅锌硫化矿的工艺矿物学研究

云南迪庆有大量铜铅锌硫化矿资源,查明其工艺矿物学特性对该类资源的高效开发利用具有重要指导意义。本文利用矿物解离分析技术(MLA)及化学分析等方法对该矿进行了系统的工艺矿物学分析,包括化学组成、矿物组成、嵌布粒度、连生及包裹关系及理论选矿指标预测。结果表明,云南迪庆铜铅锌硫化矿有价矿物嵌布粒度细,解离性差,嵌布不均匀,建议细磨提高矿物单体解离度是提高铜、铅、锌选矿回收率的一个重要参考方向。     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。     

缅甸实皆省某金矿工艺矿物学研究

为了查明缅甸实皆省某金矿工艺矿物学特征,采用X射线衍射仪(XRD)、扫描电子显微镜(SEM)和化学分析等技术手段,系统研究原矿化学组成、矿物组成、粒度分布、金物相、单体解离度和矿石结构构造。结果表明:(1)原矿金品位为5.13×10-6,为主要有价元素。(2)矿石具自形晶粒结构,块状、斑杂状和浸染状构造,矿物组成简单。其中,金属矿物主要为黄铁矿,含少量黄铜矿、磁铁矿和斑铜矿,脉石矿物主要为石英、斜长石、方解石、绿泥石和白云母。(3)矿石中金易单体解离,重矿物中金分布率为3.94%,以单体金形式存在,金成色较好(大于93%),呈角粒状、块状、片状和圆片状;非重矿物中大部分金也已单体解离,游离金分布率为92.68%,包裹金分布率为3.38%。(4)细粒级矿石中金的单体解离度也比较高,-0.074 mm粒级中单体金含量为98.72%,连生体金含量为1.28%,各粒级中金的富集现象不明显。因此,重选-全泥氰化、浮选和重选-浮选等工艺均能有效回收矿石中金。     

山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究

山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明：增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。     

四川某高碱性含铜金矿综合回收钙镁铜金试验研究

针对碳酸盐、砷和铜含量高的“三高”金矿选矿回收难度较大的问题，采用原矿焙烧脱碳除砷—NH₄Cl“闪速”浸钙—（NH₄）₂SO₄浸镁铜—非氰浸剂药剂（swust-1）浸金工艺流程综合回收矿石中有价元素。研究结果表明：当焙烧温度为950 ℃、焙烧时间为2 h、矿浆浓度为30%、-0.074 mm粒级含量为70%、NH₄Cl浓度为3.0 mol/L和浸出时间为10 min时，矿石中Ca²⁺、Mg²⁺和Cu²⁺浸出率分别为82.88%、20.12%和16.75%；在（NH₄）₂SO₄浓度为2.5 mol/L、矿浆浓度为30%和浸出温度为50 ℃的条件下，经过“两段”浸出，Mg²⁺和Cu²⁺浸出效果较好。经过“焙烧—浸钙镁铜”后，金的浸出率也大大提高。通过上述工艺流程处理后，钙、镁、铜和金的总浸出率分别可达96.18%、95.16%、80.51%和78.86%，提高了高碱性含铜金矿中有价元素浸出率和综合经济价值。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

辽宁三道沟含砷金精矿细菌氧化-氰化提金试验研究

辽宁丹银、三道沟浮选精矿主要金属矿物为黄铁矿和毒砂,精矿中金矿物粒度细小,绝大部分以次显微金的形式存在,金的赋存状态以包裹金为主,靠机械磨矿很难使这部分金单体解离或暴露,致使精矿金的氰化浸出率仅为15.00%左右,难以回收利用。采用细菌氧化—氰化提金工艺,在矿石细度-0.040 mm占95.00%（-0.075 mm占99.50%）、氧化矿浆温度为42 ℃、矿浆pH值在1.2～1.5之间、矿浆浓度15%、细菌氧化12～13 d的条件下,丹银、三道沟及混合精矿氧化渣氰化金浸出率分别为95.00%～95.47%、94.20%～94.62%和95.04%～95.11%,银浸出率分别为76.00%、74.21%和75.11%,指标较为理想,较好的解决了该含砷金精矿难处理的问题。     

老挝巴勉石英脉型金矿石工艺矿物学研究

为了查清老挝巴勉石英脉型金矿石中Au元素赋存状态,采用化学多元素分析、显微镜鉴定、MLA矿物参数自动分析系统、扫描电镜和能谱分析等方法对金矿石的化学成分、矿石结构构造、矿物组成和自然金赋存状态等工艺矿物学参数进行了详细研究。结果表明：老挝巴勉金矿石类型属于少硫化物石英脉型金矿石,非金属矿物主要为石英和斜长石,其次为绢云母、方解石和绿泥石;金属矿物主要为毒砂、黄铁矿和褐铁矿,含金矿物主要为自然金,自然金平均成色达905.09‰;自然金赋存状态以裂隙金为主,其次为粒间金（裂隙金和粒间金的总和为93.00%）,包裹金很少;自然金粒度以中—细粒明金为主;载金矿物主要为毒砂,其次为黄铁矿、闪锌矿和石英。金的赋存状态表明：自然金易解离,采用重选—浮选联合流程,在 -0.074 mm含量占75%的磨矿细度下,可以获得金总回收率95.54%的选别指标。     

陕西某微细粒浸染型金矿选矿试验研究

微细粒浸染型金矿床往往富含砷、汞、锑、碳等难处理矿物,其中细粒金常赋存于黄铁矿等硫化矿物中,属于难处理矿石。陕西省某金矿床金矿物粒径非常细小,主要为次显微金,通过传统浮选方法难以获得高品位的金精矿产品,为有效提取细粒金矿石,开展了工艺矿物学及选矿试验研究。工艺矿物学研究表明,矿床主要载金矿物为黄铁矿,在-0.074 mm占60％的细度条件下,黄铁矿的解离度达93.48％,自然金以次显微金及晶格金存在,属于微细粒浸染型难处理矿石。综合对比选矿试验结果表明,该金矿宜采用“研磨-焙烧-研磨-氰化”的流程方案,首先将原矿磨细到-0.075 mm占80%,然后在650 ℃的温度下焙烧2 h,再将焙烧矿磨细到-0.075 mm占95%,在NaCN用量为4 kg/t、氰化时间为36 h的条件下,金浸出率可达73.36%。该试验方案适合微细浸染型金矿石的浮选,选矿效果较为理想。     

浮选金精矿细菌氧化-氰化提金连续扩大试验研究

某金矿石金矿物粒度细小且大部分以次显微金的形式存在,属于高砷硫化矿难选金矿石。由于浮选金精矿含砷,常规氰化浸出率仅为11.84%。经细菌氧化—氰化提金连续扩大试验研究,磨矿细度-0.071 mm占96%,矿浆浓度20%,矿浆温度45 ℃,矿浆pH值1.5～1.8,细菌氧化采用二级氧化,氧化时间9 d,金浸出率达到93.24%,比常规氰化浸出率提高了81.40%,各项指标大幅提高,解决了销售难题,达产后年利润提高了5 000万元,为含砷硫化矿难选金矿石的开发利用提供了选冶新工艺。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究。化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t。工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金。浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明：粗选在Na₂CO₃用量为500 g/t、（NaPO₃）₆（六偏磷酸钠）用量为50 g/t、CuSO₄用量为75 g/t、异戊基黄药+丁铵黑药用量为120 g/t、松醇油用量为40 g/t的条件下,通过“一次粗选—两次扫选—两次精选”的闭路工艺流程,可获得产率为14.23%、金品位为5.21 g/t、金回收率为86.21%的金精矿。在金精矿磨至-0.037 mm占70.12%的条件下,直接浸出率为41.60%,金的浸出效果不理想,主要原因是大部分金呈微细粒被黄铁矿包裹以及金矿物多为碲金矿、碲金银矿和含金碲银矿等所致;金精矿氧化焙烧—氰化浸出的合适条件为氧化焙烧温度为750 ℃、焙烧时间为60 min、焙砂细度为-0.037 mm占85%、矿浆浓度为33%、矿浆pH值为10.5、NaCN用量为10 kg/t、浸出时间为24 h,在此条件下金的氰化浸出率为73.76%,与金精矿直接氰化指标（金氰化浸出率为41.60%）相比,金的氰化浸出率提高了32.16%。     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难，提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺，分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧，直接产出富集了金的金属锑，同时产出硫化锌，再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理，证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前，主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应，生成Sb₂O₃；当温度高于800 ℃时，Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分，在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%，且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率，其中锑品位为92.06%，金含量达134×10^-6，金回收率为87.82%，同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%，验证了工艺的可行性，新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。