湖北某难选金银矿选矿工艺流程试验研究

针对湖北某难选金银矿氧化率高，金、银嵌布粒度细微的性质特征，试验研究通过浮选、重选、浸出工艺等对比试验，最终确定采用全泥氰化的工艺流程回收矿石中的金、银，获得的选矿指标为：金、银的浸出率分别为68．32％、64．13％。该工艺的研究为合理开发此类金银矿提供了技术方向，同时提出了高氧化率金银矿的有效回收途径。     

浮选金精矿细菌氧化-氰化浸金工艺研究

某蚀变岩型金矿床金矿石为高砷高硫高碳含金矿石,金主要为自然金,嵌布粒度微细,浮选得金精矿主要矿物是毒砂和黄铁矿,该金精矿经细菌氧化后氰化浸金,金浸出率达９０％．     

金在硫化锑精矿中的综合回收

<正> 我矿系白钨矿、辉锑矿、自然金共生的多金属矿床。金的嵌布粒度细小,绝大部分为显微金(约占70%)和次显微金(约占15%)。选矿采用重、浮联合流程,获得三种产品,即白钨精矿、海绵金和含金锑精矿;对金的回收率而言,海绵金的金含量为原矿含     

多金属难选钼矿综合回收试验研究

针对某多金属难选钼矿矿石氧化严重以及各主要矿物互含高、嵌布关系密切等特点,研究先采用混合浮选工艺流程,获得混合精矿钼含量为4.21%,金含量为48.86g/t,银含量为84.80g/t;由于用常规物理选矿方法将钼从混合精矿中分离出来难度很大,故对混合精矿进行化学处理,最终获得的钼浸出率为86.6%,使钼与其他有价金属有效分离。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选矿工艺试验研究

黑龙江乌拉嘎黄金矿业有限责任公司西坑矿石中金属硫化物及金矿物嵌布粒度均较细。选矿工艺试验结果表明:该矿石经原矿浮选—金精矿重选—重尾生物氧化—氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为80.09%,比现有工艺流程提高了26.45%;经原矿浮选—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出—锌粉置换提金工艺处理,金的选矿总回收率为76.49%,比现有工艺流程提高了22.85%。这表明,金精矿须经氧化预处理,才能提高金的回收率。     

难浸含砷金精矿两段生物氧化—氰化提金工艺试验研究

某难浸含砷金精矿中金矿物嵌布粒度极细,有92.00%呈次显微金（不可见）的形式存在,且金矿物嵌存状态以包裹金为主,占94.58%。对金精矿进行常规氰化浸出,金的浸出率仅为3.41%。通过采用两段生物氧化预处理—氰化提金工艺,金的浸出率提高到95.02%,比常规氰化提高了91.61%。     

镇源金矿难处理混合金矿石提金工艺研究

本文介绍了镇源金矿难处理混合金矿石提金工艺研究结果。该矿石难处理的主要原因在于金嵌布粒度极微细，除有６０％左右的裸露自然金外，其它为硫化矿物包裹金和致密氧化矿物包裹金。采用单一的选矿或氰化浸出工艺均难以获得好的选冶指标。本试验采用浮选氰化浸出（树脂吸附）重选的原则提金工艺流程，获得了金总回收率８３．１２％的结果。     

阶段磨浸提金工艺研究与应用

对乳山地区高硫金精矿进行了阶段磨矿，阶段浸出的试验研究，研究结果表明：采用阶段磨浸可以改善金精矿氰化浸出指标，可使金的氰化浸出率提高３．０３％。     

四川某金矿矿石特征和选矿工艺优化

四川某石英脉型金矿,由矿物嵌布特性研究结果看出金的粒度微细,解离粒度在2~40μm之间,大部分以极微细粒或吸附状态赋存于脉石矿物中,采用重选和浮选都难以有效回收。通过搅拌-氰化浸出可获得90%以上的浸出率。由于搅拌浸出需要预先将矿石磨细,选矿成本高。为了降低选矿成本,对现有的工艺流程进行改造,采用柱浸工艺处理该矿,在氰化钠用量为600 g/t,破碎粒度为25 mm的条件下浸出10 d,浸出率达90%。     

高砷高硫金精矿固化焙烧-氰化浸出试验研究

介绍了高砷高硫金精矿矿物成分、固化焙烧-氰化浸出工艺条件，探讨了焙砂氰化浸出的机理。试验结果表明，金精矿经固化焙烧，焙砂氰化浸出时加入适量混合氧化剂(H2O2 KMnO4)和助浸剂G能显著提高金的浸出率，金浸出率为88．4％，砷、硫固化率均为90％。     

甘肃某细粒浸染型金矿石选矿试验研究

甘肃某细粒浸染型金矿石中金主要以包裹金形态存在,且载金矿物黄铁矿与脉石矿物连生关系复杂。针对该矿石的性质,进行了选矿试验研究。其结果表明:在最佳试验条件下,采用阶段磨矿-阶段浮选工艺,可获得金品位30.17 g/t、金回收率81.23%的较好指标;硫精矿经氧化焙烧—氰化浸出,金对原矿的回收率为6.96%,金总回收率达88.19%。     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

含砷、锑难处理金精矿提金工艺研究

某含砷、锑金精矿直接氰化金浸出率仅42.79%,采用常规焙烧—氰化工艺金浸出率仅48.22%,而采用碱浸—两段焙烧—磨矿—氰化工艺金浸出率达到了86.3%。同时锑脱除率达到了96.6%,也可作为产品外售。     

某原生含砷金矿石选冶工艺流程试验研究

根据青海某金矿矿床深部原生矿石性质,对其进行了选冶工艺流程试验研究。其结果表明,采用浮选—金精矿焙烧—氰化炭浸工艺提金较为适宜。在磨矿细度-200目占70%的条件下,得到产率8.50%,金品位43.07 g/t,金回收率86.27%的金精矿;金精矿焙烧—氰化浸出提取金,金的作业浸出率大于85%。     

广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究

对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明：在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。     

青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。     

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。     

东北寨难浸金矿提金工艺研究

东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石,直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52,并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧--氧化提金工艺获得了良好指标,金总回收率达85.32%     

氰化—铁盐氧化法从炭质银精矿中提取金银试验研究

针对含金 17.3g/t、银 4 4 0 0g/t的炭质银精矿 ,提出了氰化浸金—强化提银两段浸出新工艺 ,并对其浸出过程进行了研究。研究结果表明采用先金后银工艺 ,避免了在氰化浸出过程中炭质物对提金过程的影响。在氰化浸出段 ,金、银的浸出率分别大于92 %和 70 % ;而残存在氰化渣中的部分难浸银可在后续的强氧化浸出段予以回收 ,使银的总浸出率可大于 95%     

某复杂金多金属矿石选矿试验研究

吉尔吉斯斯坦某金多金属矿石中伴生多种有价元素,有用矿物嵌布状态复杂且嵌布粒度细。针对矿石性质,采用铜优先浮选—金钴混合浮选工艺流程,可初步实现该金多金属矿石中有价金属的有效分选。闭路试验可获得Au品位228.00 g/t、Au回收率12.19%,Ag品位974.00 g/t、Ag回收率37.71%,Cu品位27.590%、Cu回收率80.65%的铜精矿,以及Au品位65.00 g/t、Au回收率57.22%,Ag品位28.00 g/t、Ag回收率17.86%,Co品位0.5500%、Co回收率53.02%的金钴精矿。