艾砂磨机在某黄金冶炼公司的试验研究

某黄金冶炼公司采用分级磨矿工艺处理高硫金精矿,磨矿细度-0.037 mm占95%,氰渣金品位在1.30 g/t左右。为进一步探索降低氰渣金品位的可能性,开展了艾砂磨机磨矿半工业试验。结果表明：经艾砂磨机磨矿后,磨矿产品在-5.21μm、-9.86～+5.21μm 2个细粒级的分布率增加,在+14.50μm各粒级的分布率降低,且艾砂磨机磨矿比较均匀;氰化浸出氰渣金品位从1.30 g/t左右降低至1.10 g/t,银品位从11.30 g/t降低至9.50 g/t,经济效益显著。     

艾砂磨机在某冶炼厂的试验应用

艾砂磨机在细磨领域较传统的球磨机更有优势,体现在节能、开路磨矿、排料窄粒级分布等方面。针对某冶炼厂采用球磨机磨矿存在的磨矿细度不够、金的解离不完全及氰化尾渣金品位高等问题,对磨矿设备和工艺进行改进,并采用艾砂磨机替代两段球磨。艾砂磨机在磨矿中的工业试验结果表明:采用艾砂磨机开路磨矿工艺提升磨矿产品细度到-37.5μm占98.17%,氰化尾渣金品位从1.55 g/t降低到1.04 g/t。对比球磨机和艾砂磨机的能耗和球耗等经济指标,艾砂磨机提升经济效益达349.73万元/a。     

艾砂磨机在遂昌金矿的试验应用

遂昌金矿二段球磨闭路的磨矿产品细度已经达到极限,致使尾矿中金、银品位难以进一步降低。对艾砂磨机与二段球磨机的磨矿效果及产品的氰化浸出效果进行了对比,并介绍了艾砂磨机在选冶车间二段磨矿中所进行的工业试验。结果表明:采用艾砂磨机开路磨矿替代原二段球磨闭路磨矿,其磨矿产品-74μm从75%提高到95%,氰化尾渣金品位从0.35 g/t降低到0.12 g/t,银品位从13.17 g/t降低到7.4 g/t,指标较好,经济效益显著。     

某硫精矿焙烧—氰化回收金试验研究

某硫精矿中含铁42.3%、有效硫47.34%、金0.72 g/t,对其进行了焙烧—氰化浸金试验研究。其结果表明:在750℃下焙烧2 h,获得含铁61.42%、金品位1.04 g/t的焙砂;在硝酸铅添加量为300 g/t条件下,对该焙砂进行氰化浸金时,浸渣金品位可降低至0.33 g/t,金浸出率可达68.27%。     

塔吉克斯坦某含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究

塔吉克斯坦某含砷金精矿金品位73.27 g/t、砷品位6.61%、硫品位16.78%,是典型的难处理金精矿,采用直接氰化炭浆工艺处理时,金浸出率仅为88.02%。为提高金浸出率,进行含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究,制得的焙砂使用环保型浸出剂浸出。最终得到浸渣金品位4.32 g/t,金浸出率95.43%的良好指标,金浸出率提高7.41百分点,对处理同类型金矿资源起到指导作用。     

从氰渣中回收金的浮选试验研究

某金矿堆存的氰渣金品位为3~5 g/t,有极高再回收价值,进行了从氰渣中浮选回收金的试验研究。试验结果表明:氰渣中部分金赋存于氧化矿物中,且硫化矿氧化严重,单独使用硫化矿类捕收剂,金回收率低,采用新型氧化矿捕收剂XJD-10与丁黄药配合使用则能显著提高金的浮选指标。在磨矿细度为-200目占95%,用硫酸铜做活化剂,两种捕收剂复合使用,经一次粗选、两次精选、四次扫选浮选流程闭路试验,可获得金品位为104.69 g/t金精矿,回收率为84.13%。     

贵州某浮选金(砷)精矿预氧化无氰浸出试验研究

贵州某浮选金(砷)精矿中的金主要以微细浸染型赋存在毒砂中,被毒砂包裹,属于高砷高硫金精矿。研究了采用化学预氧化无氰浸出工艺浸出金。结果表明:精矿质量150g,磨细至-38μm,加30g石灰+50g POS-2,控制液固体积质量比3∶1,在55℃、搅拌速度1 992r/min条件下超声预处理2h,反应50h,渣中金质量分数降至2.01g/t,金浸出率达92.12%,砷质量分数降至1.86%,砷浸出率为81.21%,预氧化同时实现了金的无氰同步浸出。该方法对同类型原生金矿石的预氧化浸出有借鉴意义。     

河北某矿石中金的氰化及混汞试验研究

为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。     

某难处理金矿石绿色高效联合提金工艺试验研究

针对青海某高含泥、含砷碳微细浸染型难处理金矿石性质,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了提金工艺探索试验。结果表明:采用浮选—浮选尾矿再磨预浮碳—CIL联合工艺,可获得较好试验指标,原矿磨矿细度-74μm占75.48%,浮选精矿金品位35.14 g/t、金回收率71.40%;浮选尾矿再磨细度-74μm占92.65%,预浮碳后进行CIL浸出,采用"绿金"环保提金剂,金浸出率50.06%,金综合回收率85.72%,试验指标与氰化钠浸金相当。     

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%。     

难处理铜金精矿硫代硫酸盐浸出试验

对东北某难处理铜金精矿进行了硫代硫酸盐浸出试验研究,考察了矿石预处理条件、浸出时间、液固比、硫代硫酸盐用量、氨水用量对矿石中金、银、铜浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-38 μm粒级占97%、矿浆浓度25%、吨矿硫代硫酸盐用量1.08 t、吨矿氨水用量0.35 t、常温摇瓶浸出24 h时,浸出尾渣中金、银、铜品位分别为3.04 g/t、63.2 g/t和12.16%,金、银、铜浸出率分别为92.43%、9.23%、6.68%。锌粉置换、活性碳吸附均不适用于硫代硫酸盐提金溶液的贵金属回收。     

提高某选矿厂金回收率的试验研究

针对某选矿厂金浸出率偏低的问题，对该厂原矿性质进行研究，确定了影响金浸出率的主要原因为原矿件铜、硫等耗氰元素含量偏高。通过该厂一段氰化浸出流程，分别对氯化钠用量、氰化时间、矿浆浓度、助浸剂种类和用量等影响因素进行了试验研究。研究结果表明，增加氯化钠用量或添加助浸剂可有效提高金浸出率，降低氰化尾渣中的金含量。在综合考虑现场具体情况的基础上，采用增加氯化钠用量的措施再次进行工业试验。试验结果表明，当氯化钠用量由原来的500 g/t增加至900 g/t时，金浸出率可达89%，比原指标提高了17%左右，金浸出率及尾渣金品位可连续、稳定达标。     

云南某贫硫化物难处理金矿石选别试验研究

云南某难处理金矿石具有嵌布粒度较细、包裹金含量多、有机碳活性高等特点,矿石工艺类型为贫硫化物碳酸盐型难处理金矿石。试验研究了磨矿细度、药剂种类、药剂用量等条件对该矿石选别指标的影响。结果表明：采用氰化浸出,浸渣金品位为1.45 g/t,金浸出率为21.62%;采用氰化浸出—浮选联合工艺得到的混合精矿金品位为13.79 g/t,总金回收率为76.46%,对处理同类型矿石具有指导价值。     

某铜金氧化矿高氰高碱综合回收金铜试验

针对某含铜氧化金矿开展高氰高碱综合回收金铜试验。结果表明,在矿石细度-0.074mm占93.54%、氰化钠浓度1000mg/L、矿浆浓度40.00%、浸出时间48h、炭用量10g/L的条件下,金浸出率为89.67%,炭金品位313.20g/t,铜品位1304.48g/t。炭浸贫液通过酸化法脱铜回收氰根,氰根回收率超过99%,同时铜以品位超过60%铜精矿回收。     

某难处理复杂金精矿高效循环回收金银试验研究

针对国外某金矿产出的难处理复杂金精矿,采用细磨—氰化法、焙烧—氰化法处理,金浸出率分别为26.99%、79.97%,回收效果不理想,同时其他有价元素难以得到有效综合回收,造成资源浪费。研究了高效回收该金精矿中有价元素金、银的工艺技术,结果表明：采用添加钠盐二级焙烧—酸浸—浮选,金银精矿浸出—氰渣循环焙烧及浮选尾矿氰化工艺,在最佳条件下,氰渣金品位为1.78 g/t、银品位为54.10 g/t,金总回收率达到96.29%、银总回收率达到92.01%;且尾渣铁品位达到63.20%,可作为制备高质量炼铁球团矿的原料,实现了金精矿资源的高效综合回收。     

某贫硫金矿无捕收剂浮选的试验研究

针对某地贫硫石英脉含金矿石,采用无捕收剂浮选工艺,在原矿金品位4g/t,磨矿细度-0.074mm占65%、硫化钠用量300g/t,2#油用量168.8g/t、丁基黄药用量4g/t、浮选时间16min的情况下,可获得金精矿品位30.11g/t、回收率94.63%的技术指标。     

提高含砷金精矿两段焙烧焙砂中金浸出率的研究

对目前含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产流程中的焙砂及烟尘进行了提金试验研究。研究表明,焙砂及烟尘中含有未分解的黄铁矿颗粒、分解不完全的FeS相以及未分解完全的磁黄铁矿的存在是影响氰化浸出率及氰化物的消耗的主要原因。对焙砂进行氰化浸出,渣金品位为4.28 g/t,金浸出率为89.15%,当焙砂再焙烧-细磨-氰化浸出时,再焙烧焙砂金的氰化浸出达到92.61%,渣中金品位2.92g/t。     

铜冶炼转炉渣选金试验研究

铜冶炼过程中产生大量的冶炼炉渣,直接堆放不仅造成资源浪费,还会污染环境。针对山东恒邦冶炼股份有限公司铜冶炼转炉渣的特点,采用一次粗选、一次扫选的浮选流程回收金。结果表明:磨矿细度和捕收剂种类及用量是影响浮选指标的主要因素,其次是活化剂用量;最佳工艺参数为磨矿细度-0.074 mm占90.4%,丁基黄药用量200 g/t,硫酸铜用量250 g/t,石灰用量500 g/t,获得的金精矿金品位13.7 g/t、金回收率92.6%,尾矿金品位0.02 g/t、金损失率0.3%;实现了二次资源的综合利用,同时创造了一定的经济效益。     

含金银铜硫精矿综合回收试验研究

以某含金银铜复杂硫精矿为研究对象,进行了沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程研究,考察了焙烧、烧渣除杂及金、银浸出等作业条件。结果表明:采用沸腾炉焙烧—酸浸—氰化浸出联合流程,可综合回收各有价元素;在最佳工艺条件下,焙烧硫回收率97.57%,酸浸铜浸出率66.45%、硫浸出率88.28%、砷浸出率50.70%,氰化浸出金浸出率89.61%、银浸出率43.74%;酸浸渣金品位5.10 g/t、银品位20.53 g/t、铁品位65.58%,试验指标较好;酸浸液可进一步回收有价元素。     

小秦岭难选铜矿石选冶联合处理试验研究

针对小秦岭难选铜矿石采用选冶联合处理工艺,研究了浸出酸浓度、酸浸时间、矿石细度、硫抑制剂石灰用量、混合精矿分选次氯酸钙用量。得到选冶全流程最佳工艺参数为:酸浸硫酸浓度1.5%、浸出时间2 h、矿石细度-74μm占比85%、粗选石灰4.5 kg/t、铜硫分选抑制剂次氯酸钙用量3 kg/t。通过"浸出-置换-浮选"的选冶联合处理工艺,最终获得铜精矿品位5.03%,回收率为93.28%;硫精矿品位50.23%,回收率为49.71%。