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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。 相似文献
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贵州省某矿区产出的高碳微细粒金矿矿石含Au 5.43 g/t,经矿石性质分析可知,矿石中的金主要以次显微及晶格金被黄铁矿、含砷黄铁矿包裹,同时矿石中含有一定量的有机碳,不利于直接氰化浸出。结合矿石性质,试验采用阶段磨矿—阶段浮选—浮选尾矿单独浸出处理的工艺流程处理该原矿矿石,推荐浮选工艺产出的金硫总精矿含Au 28.49 g/t,总精矿中Au回收率为80.52%,浮选精矿可直接外售,总浮选尾矿含Au 1.25 g/t,可采用常规的氰化堆浸工艺对尾矿中的金加以回收,原矿矿石中大部分的有机碳富集于浮选精矿中,为后续的氰化浸金准备了条件。 相似文献
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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。 相似文献
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董博文 《有色金属(冶炼部分)》2015,(7):47-49
某含砷含碳难处理卡琳型难选金矿中金主要以显微、亚显微形式被毒砂所包裹,浮选金矿的回收率不足40%,直接氰化回收率更是不足5%。采用细菌氧化—氰化提金工艺,在矿石细度-74μm占81%、温度30℃、pH 1.6左右、矿浆浓度20%、细菌氧化4d的条件下,硫氧化率达到95%以上,金浸出率提高到93.81%。 相似文献
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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。 相似文献
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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。 相似文献
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对四川省某岩浆岩型原生金矿(金品位为4.92×10-6)进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。 相似文献
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利用X射线衍射、X射线荧光光谱(XRF)、X射线能谱分析(EDX)和矿物解离分析(MLA)等检测手段对云南镇源难处理金精矿的化学组成、矿物组成、硫化物特征以及金的分布情况进行了详细的工艺矿物学研究。结果显示:该金矿以硫化矿、碳酸盐和硅酸盐类矿物为主,含有3.18%的有机碳和2.37%的无机碳。通过金的诊断浸出发现96.16%的金被硫化物包裹,少量金以单体形式存在。通过对主要载金矿物黄铁矿、辉锑矿和毒砂的粒度、包裹及裸露情况进行分析,得出大部分硫化矿以解离单体的形式存在,少部分与其他矿物共生。根据MLA测试及金的诊断浸出,认为大部分金被硫化矿完全包裹,处理该矿石时应先进行硫化物包裹层的氧化处理,再进行金矿的浸出。 相似文献
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为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度(-74 μm含量)为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度(-74 μm含量)为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。 相似文献
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针对该矿石中金矿物嵌布粒度较细,共生关系密切的特点,在工艺矿物学研究的基础上,采用浮选+浮尾氰化联合工艺流程。在原矿含金为2.72 g/t、适宜的磨矿细度及药剂条件下获得浮选金精矿品位44.76 g/t,回收率67.49%;浮选闭路尾矿经氰化后,可获得总回收率88.19%的优异指标。 相似文献
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金矿石堆浸前预处理工艺 总被引:4,自引:0,他引:4
采用制粒技术可以有效克服矿石泥质成分对浸堆渗透性的影响。生物预氧化技术的采用可以使硫化矿物(黄铁矿、砷黄铁矿等)包裹金矿物类型的低品位矿石用堆浸方法处理。焙烧或氯化则可使矿石中的“劫金”碳质物得到钝化,从而消除碳对金浸出率的影响。采用氨氧浸出、酸浸等方法可消除矿石中消耗氰化物的铜、锌等贱金属,从而提高堆浸金浸出率。 相似文献