洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

加纳某金矿石选矿试验研究

针对加纳某金矿石嵌布粒度较细、全泥氰化浸出过程中金浸出率较低等问题，对该金矿石开展浮选试验研究。研究结果表明：在磨矿细度-0.074 mm占85%,矿浆pH值为6.5,矿浆浓度为35%,捕收剂ZJ-01用量为100 g/t,起泡剂2号油用量为60 g/t,活化剂硫酸铜用量为100 g/t的条件下，经过一次粗选、两次扫选、两次精选的闭路浮选流程，获得的精矿产率为3.87%、金品位为86.95 g/t、金回收率为91.15%。试验指标良好，经济效益增加显著，为同类型矿山提供了技术依据。     

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%。     

某低品位含砷金矿石选冶工艺试验研究

某低品位含砷金矿石,通过浮选,金精矿品位达到12.80 g/t,回收率84.99％;浮选精矿经过焙烧、氰化浸出,金浸出率达到89.94％;金选冶总回收率为76.44％.     

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。     

甘肃某低品位金矿石综合回收有价矿物的试验研究

为了提高甘肃某金矿选矿回收率,采用浮选+精矿氰化法与全泥氰化法2种工艺方案进行矿石处理,通过对比二者选冶总体回收率,从技术及经济方面综合考虑,最终确定采用先浮选后精矿氰化方法处理金矿石。试验表明,在保证总浮选时间为20 min的前提下,设定生产现场的浮选条件为矿浆浓度33%,磨矿细度-200目占55%以上,丁基黄药100 g/t,丁铵黑药80 g/t。精矿氰化条件应保持在细度-400目占90%以上,氰化物浓度为6.5‰,氰化时间为36 h,浸出矿浆浓度为30%~35%的氰化浸出条件下,可取得氰化总体回收率为95.43%的较好指标。     

广西某含砷含碳微细粒难选冶金矿选矿试验研究

针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。     

某含金银硫精矿焙烧—氰化浸出试验研究

针对云南某低品位含金银硫精矿硫含量高,直接氰化浸出金、银回收率低等问题,进行了焙烧—氰化浸出试验研究。结果表明:硫精矿经过焙烧脱硫后氰化浸出,金、银浸出率得到大幅提高,在焙烧温度600℃,焙烧时间3 h,石灰调p H值至11,搅拌速度1 380 r/min,磨矿细度-0.043 mm占92.48%,氰化钠用量3 kg/t,矿浆液固比3∶1,浸出时间36 h的最佳条件下,金浸出率可达81.41%,银浸出率46.77%,较直接氰化浸出分别提高42.22百分点和26.77百分点。     

碳质微细粒金矿石选冶工艺研究

针对某碳质微细粒金矿石高碳、低硫、金嵌布粒度微细等性质,进行了原矿全泥氰化浸出、强化浸金、预处理—氰化炭浸、单一浮选及浮选—焙烧—氰化炭浸等选冶工艺探索试验研究。结果表明:原矿浮选碳—高碳含金产品焙烧—焙砂与浮尾合并氰化炭浸工艺可获得较好试验效果,在最佳试验条件下,金浸出率达80%以上;有机碳烧失量越大,金浸出率越高,说明碳质对金的浸出影响极大。     

广西某难选金矿石选矿试验研究

对广西某原生金矿石进行了选矿试验研究。通过对浮选工艺条件进行对比研究,得出了粗选最佳操作条件：磨矿细度-0.075 mm占70%,药剂用量为活化剂CuSO₄ 200 g/t,Na₂CO₃ 500 g/t,水玻璃500 g/t,捕收剂丁基黄药60 g/t,丁基铵黑药30 g/t,起泡剂2^#油30 g/t。在此最佳条件下进行一次粗选、两次精选、两次扫选试验室闭路试验,可获得金精矿品位为34.00×10^-6、金回收率为81.19%的良好指标。     

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。     

黄金冶炼氰渣火法处理研究现状及展望

焙烧氰化尾渣是含金硫化矿氰化法提金产生的固废,占氰渣总量的50%以上。其中的金被铁矿石和脉石包裹,采用火法回收工艺才可有效回收金和铁。目前的火法回收工艺有氯化挥发焙烧法回收金银、还原焙烧—磁选法回收铁、氰渣-铜精矿协同冶炼同时回收金和铁。氰渣-铜精矿协同冶炼法具有高效性、经济性和环保性,前景更加广阔。     

从含铜金黄铁矿中综合回收金属铜与金的研究

针对某含有金、银、铜等多种有价元素的黄铁矿，在对其原矿物化性质分析的基础上，通过低温氧化焙烧，烟气制酸，焙砂硫酸浸铜，浸铜渣氰化浸金的工艺对该黄铁矿实现了综合利用.使用上述工艺对含硫45.85%(质量分数)、含铜1.92%(质量分数)、含金1.60 g/t的黄铁矿进行处理，得到铜的浸出率为90.09%，金的浸出率可达70%，氰化渣中铁的含量为63.46%，可作为铁精矿外售.金、铜、铁等有价组分实现了综合回收.      

抛刀岭难处理金精矿细菌氧化-提金实验研究

抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明：对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

氰化尾渣中金的回收试验研究

某黄金矿山生物氧化-氰化炭浸工艺产生的氰化尾渣中金品位较高,为2. 40~3. 60 g/t。试验考察了焙烧氧化-氰化浸出工艺回收金的可行性。结果表明:在焙烧温度500℃、弱氧化气氛下焙烧120 min,获得的焙砂在氧化钙用量15 kg/t、矿浆浓度33%、氰化钠用量1. 0 kg/t、浸出时间24 h条件下进行氰化浸出,浸渣产率为88. 80%,金浸出率在94. 92%以上;采用焙烧氧化-氰化浸出工艺回收氰化尾渣中的金是可行的。该研究为氰化尾渣中金的回收利用提供数据参考。     

某高砷金矿氰化试验研究

某高砷金矿中金的品位为17g/t - 18g/t,砷的质量分数为20.15 % - 20.5%范围,硫的质量分数为18.46%,铅的质量分数为3.05%。金主要被砷化物及硫化物包裹不易氰化浸出。金矿直接焙烧后,金的氰化浸出率为56.17%,加入助剂焙烧后,金的氰化浸出率为81.48%以内。若在氰化反应体系中加入2 kg/t 增浸剂后,金的氰化浸出率为87%%-90%,金的氰化浸出速度得到提高。     

氰化过程中金银浸出行为研究

在进行含金矿石或金精矿氰化浸金的同时，银以同样的方式溶解，但银的浸出率却始终小于金，有时二者的浸出率相差很大．根据金银浸出的电化学分析．说明反应过程中，二者的氧化还原电位不同，导致金银浸出速度的差异．在相同时间内，金的浸出率大于银的浸出率．事实证明，对于岂银高的矿石或金精矿不适于采用简单氰化流程，而需采用联合或强化流程。指明了高银金矿石中银的回收途径。     

复杂金精矿焙砂酸浸-氰化工艺的研究及金银物相演变规律

研究了复杂金精矿焙砂酸浸—氰化工艺酸浸分铜工序铜浸出率,以及后续氰化过程金、银浸出率的影响。结果表明:在浸出温度363K、浸出时间3h、硫酸浓度1.0mol/L、搅拌转速300r/min、液固比4∶1的较优条件下,金、银、铜的浸出率分别为93.21%、83.25%、95.57%。硅酸盐包裹是造成银浸出率低的主要原因。无添加剂直接焙烧,氰化渣中硅酸盐包裹银占渣含银总量的60.30%;在焙烧过程中添加氢氧化钠可以有效降低硅酸盐对银的包裹,有效提高银的浸出率,氰化渣中硅酸盐包裹银仅占渣含银总量的27.56%。     

某复杂银精矿提金、银工艺研究

采用一段焙烧-酸浸-氰化工艺处理某复杂银精矿,结果表明:在焙烧温度923 K,焙烧时间2 h,酸浸反应液固比1.5∶1,反应pH 值为0.8～1.0,反应温度368 K,反应时间1.5 h,氰化反应液固比2∶1,反应pH 值为10～11,NaCN 浓度1.5 ‰,反应时间48 h 条件下,氰化浸出时Au、Ag 的浸出率分别为72.01 %、18.41 %,尾渣银含量355 g/t.在复杂银精矿与其它矿样按一定比例重新配矿后,采用相同试验条件,氰化时Au、Ag 的浸出率分别提高24.89 %、15.66 %,尾渣中银含量降低了223.35 g/t.