某含金多金属矿石的选矿试验研究

在充分论证和试验研究基础上，采用混汞－浮选联合流程及适宜的工艺条件，在原矿品位为Au7.18g/t、Ag47.7g/t、Cu0．207％的情况下，获得了浮选混合精矿含Au54.00g/t、Ag509g/t、Cu3.13%，混汞加浮选回收率分别为Au90.53%、Ag95．98％、Cu97.67%的指标；全泥氰化金浸出率为84．60％、银的浸出率78．60％。     

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。     

低品位含金原矿加压氰化浸金试验研究

<正>本文针对云南某地低品位含金原生矿常压全泥氰化浸出周期长、流程繁杂等问题,提出对该矿进行直接加压氰化浸取金银工艺。结果表明,在压力0.6MPa、氰化钠用量为3kg/t、氰化时间为3h、粒度为-200目占100%(-325目占90%)、搅拌转速为800r/min、液固比为3:1~4:1条件下,金的浸出率达92.99%,银的浸出率达53.21%。与常规全泥氰化浸金相比,金银浸出率均增加,浸金时间由36h缩短至3h。     

砷锰粘土金银矿中金、银的氰化试验研究

由于Mn,Cu,Pb,Zn,As等元素干扰与包裹,砷锰粘土型金银矿中金银的氰化浸出效果较差.矿物与催化溶液反应3～5 h后,用炭浆法可以使金的浸出率从70%提高到91%～93%,银的浸出率从6%～10%提高到80%～90%,金银的氰化配合反应速度加快.试验对开发利用砷锰粘土金银矿资源具有很大的现实意义.     

含金银硫铁精矿烧渣综合回收有价金属试验研究

根据硫铁精矿沸腾炉焙烧产物烧渣的理化性质，开展烧渣回收金、银、铜、铁试验研究。最佳酸浸条件下，获得酸浸渣渣率93.75%、脱Cu率27.08%、脱As率39.72%；酸浸渣最佳氰化条件下，获得金、银氰化浸出率分别为77.45%和49.15%，高于生产水平，氰化渣含Au 0.69 g/t、Ag 12 g/t、Cu 0.11%、Fe 60.69%、As 0.17%、S 0.49%，浸渣金、银品位均较低；采用BY代号药剂处理酸浸溶液，铜回收率达99.9%，铁回收率达72%。     

提高硫化物包裹型难处理金矿石金浸出率的试验研究

某硫化物包裹型难处理金矿石Au品位为3.18g/t,44.18%的金被硫化物包裹,常规氰化浸出率低,仅为24.25%;通过采用浮选—细菌氧化—磁场强化氰化浸出工艺处理,金浸出率显著提高,金浮选、氰化综合回收率达82.55%。     

从复杂硫化物矿石的浸后沉淀物中回收金

美国阿拉斯加大学试验了一种金浸出流程:先用FeCl_3溶解Zn、Pb、Ag、Cu,然后用氰化法(包括预焙烧、加压充氧、脱S~o)从沉淀物中回收金.用阿拉斯加州托克矿床的矿样作为试验用的原矿,其成分如下:Zn5.1—6.8%;Pb2.84—3.52%;Cu0.19—0.28%;Au1.7—2.1g/t;Ag64.2—86.8g/t;Sb375—630 g/t.为了浸出矿石,在温度     

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。     

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。     

氢氧化钾预处理对从难处理矿石中提取金、银的影响

<正>ībrahim Alpa等研究了用氢氧化钾预处理某难处理金银矿石然后再提取金、银。该矿石Au、Ag品位分别为20和220g/t。该矿石难处理的主要原因是存在辉锑矿(Sb2S3)、辉锑铅矿(Pb9Sb22S42)、锑铅银矿(Sb3PbAgS6)等含锑矿物。银在矿石中主要以锑铅银矿(一种金-银合金)、黝铜矿[(Cu,Fe,Zn,Ag)12Sb4S13]形式存在,也有少量以锑铅银矿形式存在;而金则与石英和含锑矿物相关。该矿石氰化浸出试验表明,浸出时间超过,金、银浸出率较低(分别,)。研究了氢氧化钾浓度     

日本千岁矿从低品位矿石中回收金银

日本的千岁矿于1936年开始出矿,到1986年3月止,共采出矿石16.7百万吨。采用重选、浮选法回收金银,选矿的实收率为80～90％。这样,就使得其余的10～20％的金、银废弃于尾矿坝中。后来,通过钻孔对尾矿坝中的堆积物进行了抽查,推算结果表明:在2百万吨尾矿中,Au的品位为2g/t,Ag的品位为17g/t。这样,千岁矿便以尾矿为原料,对利用炭浆法从低品位矿石中回收金银的可行性进行了试验。在试验过程中,对氰化钠的浸出条件,使用摇床或浮选进行预处理的可行性,炭浆法     

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.      

含铜难处理金精矿焙烧—酸浸—氰化提金工艺研究

针对某含铜难处理金精矿,研究了焙烧—酸浸—氰化提金工艺,获得了优化工艺条件。结果表明,在焙烧温度为540℃,焙烧时间2 h,焙砂在初酸浓度为30 g/L、液固比3∶1,浸出温度90℃,浸出时间1.5 h的条件下,Cu浸出率>95%,酸浸渣铜品位可降至0.3%以下;脱铜渣在NaCN浓度为4‰、矿浆浓度为30%,氰化时间24 h的条件下,Au浸出率达96%以上,实现了Au和Cu的高效回收。     

贵州某氧化型金矿石浸出试验研究

针对贵州某低硫氧化型金矿石现场金浸出率低的问题,进行了全泥氰化浸出和柱浸试验研究,考察了全泥氰化石灰用量、氰化钠质量分数、磨矿细度及助浸剂等影响因素。结果表明:在最佳试验条件下,采用新型助浸剂ZW-1,全泥氰化金浸出率达到92. 83%,比现场金浸出率80%左右显著提高;柱浸适宜粒级为-30 mm,金浸出率为89. 24%;全泥氰化浸出工艺适宜处理该矿石,其金浸出率比柱浸金浸出率高3. 59百分点,浸渣金品位较低,为0. 07 g/t,且浸出时间较短。     

添加增浸剂回收尾矿中金的研究

黔西南分布的金矿,大多属低品位、微细粒、包裹型原生矿,部分氧化矿石适宜氰化堆淋提金,但尾矿品位较高,达1.0g/t以上.本文研究发现添加适量增浸剂氰化处理尾矿,可降低其品位,提高浸出率.在小型试验的基础上,对兴义市陇纳金矿,及寨子头矿点进行了工业试验.结果尾矿品位分别降低至0.625g/t及0.44g/t,浸出率为77.75%(原为68.15%)及88.27%(原为82.4%).每吨矿石可盈利5～6元,具有显著的经济效益.     

高龙金矿石超细磨试验研究

对高龙金矿石进行了超细磨小型搅拌氰化试验研究（主要处理矿石中近20％的包裹金），试验结果表明与常规小型搅拌氰化试验相比，超细磨的应用使浸出率提高了0.86-1.43个百分点，如每年处理20万t矿石：井下供矿量占855，龙爱供矿量占15％；井正放石品位4.94g/t，龙爱矿石品位2.19g/t；一所可为公司增产黄金12kg左右，去掉超细磨所增加的成本，一年可为公司增效20－30万元左右（此数据为较粗略计算，原矿品位据技监部2001年年终报表）。     

利用碳抑制剂降低含碳氰渣中金品位的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,有用元素为Au、Ag、Cu和Zn等,但同时含有一定量的有害元素C,并且随着井下开采深度的增加,矿石和精矿中的含碳量也逐渐增加。由于碳的劫金特性,金精矿中含碳量增多,导致浸出和洗涤效果差,氰渣品位偏高,氰化回收率较低。为了减少碳对氰化指标的影响,提高金的回收率,从2011年初开始,在实验室进行了“在浸出过程中添加碳抑制剂”的小型试验,在对大量的试验结果综合分析后认为,在浸出过程中添加碳酸钠能够抑制碳的劫金性能,有利于提高金的回收率。从2011年6月开始进行工业试验,在氰化生产中添加碳酸钠,通过对比2011年6-12月的生产指标与2010年同期指标可以看出,氰渣品位同比降低了0.26 g/t,每年为公司增加经济效益155万元。     

氰化尾渣还原焙烧-烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52%、S 47.50%、Fe 41.02%,具有较高的回收价值。采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52%,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82%,回收率分别为76.16%、78.20%;铁精矿产率为90.48%,铁品位为65.80%,铁回收率为95.26%,指标良好,实现了氰化尾渣中金、铜、硫、铁等有价元素的高效综合回收,经济效益和社会效益显著。     

从锌冶炼渣中回收银试验研究

某锌冶炼渣中银品位148.3 g/t,其他杂质含量较低。根据其性质,通过试验研究,采用加入碱磨矿后洗矿—氰化浸出—锌粉置换工艺处理,银的氰化浸出率达到85%以上,锌粉置换率99%以上,获得了较好试验指标;这为开发利用该锌冶炼渣提供了技术依据。     

含可溶性铜盐难处理金银矿石预处理—浮选—氰化试验研究

针对含可溶性铜盐难处理金银矿石性质,进行了提金试验研究,并考察了洗涤过程中铜矿物的溶解规律及铜在氰化反应体系中的浸出规律。结果表明:矿样采用预处理—浮选—氰化工艺进行处理,可获得较好试验效果;矿样经过水洗除铜后,采用浮碳药剂及新型复合捕收剂进行浮选,可有效降低尾矿金品位;浮选精矿采用氰化贫液磨矿,并加入NaOH调节pH10,可明显降低NaCN消耗量,由直接氰化的110 mL降低至70 mL,且Au浸出率达94.8%、Ag浸出率91.0%。