豫西某金矿石选冶试验

在对豫西某金矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用浮选-氰化浸出流程对该矿石进行了开发利用工艺研究。试验结果表明,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选-浮选尾矿直接氰化浸出工艺处理该矿石,获得了金品位为31.20 g/t,回收率为68.50%的金精矿;浸金贵液金回收率为22.05%,金总回收率达90.55%。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

国外某金矿矿石选矿试验研究

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

某含砷微细粒难选金矿石选矿工艺试验

为合理高效回收某含砷微细粒金矿石,在对原矿性质研究的基础上进行了提金工艺研究。试验采用浮选-常温常压碱性氧化预处理-氰化浸出联合工艺处理该矿石,获得了浮选金品位为63.8 g/t、金回收率为92.08%的金精矿,处理后的精矿金氰化浸出率达到88.56%,选冶总回收率达到81.55%,实现了金的有效浸出。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

贵州水银洞低品位卡林型金矿矿石选矿试验

对贵州水银洞低品位卡林型金矿进行选矿试验研究,在对氰化法和浮选法进行比较的基础上,采用浮选方法,取得了满意的试验效果:金的回收率为91.64%,浮选金精矿品位为42.6g/t,然后对金精矿进行预氧化-氰化试验,金的氰化浸出回收率提高到88.76%,金矿石选冶总回收率达到了81.34%。     

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。     

某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究

浙江某金矿石含金2.48g/t、砷2.01%、硫3.34%,金主要以显微及次显微不可见状存在于毒砂和黄铁矿中,属于高砷高硫微细粒金矿石。为回收矿石中的金,在研究矿石性质的基础上,分析了砷、硫对金回收的不利影响,通过多方案对比,制定了"浮选—金精矿焙烧—氰化浸出"的选冶工艺。经过详细的条件试验和流程内部结构筛选优化试验,浮选闭路试验获得了金品位21.6g/t、回收率86.76%的金精矿;金精矿在650℃下焙烧2.0h,As和S的脱除率分别达到了99.25%和98.93%;焙砂氰化浸出率为90.35%。金的综合回收率为78.39%,试验研究取得了良好的选冶技术指标。     

四川某金矿石选矿试验

四川某金矿石金品位为5.85 g/t,矿石类型为少硫化物石英脉型原生含巨粒金矿石。针对该矿石的特点进行了选矿试验,结果表明,采用重选法回收矿石中的部分中粒、粗粒和巨粒明金,重选尾矿再用浮选或氰化法回收细粒金的工艺是可行和有效的;矿石采用阶段碎磨（一段破碎粒度-2 mm,磨矿1细度-0.074 mm 30%,磨矿2细度-0.074 mm 65%）阶段尼尔森重选选别流程处理,可得到金品位19.24%、金回收率59.97%的高品位金精矿,这部分金精矿可以直接冶炼金锭,比锌粉置换工艺更简单;对金品位为2.35 g/t、金分布率40.03%的尼尔森重选尾矿进行了氰化炭浸和浮选流程试验,均能获得较好的回收率指标。试验结果可以为合理开发该类型矿石资源提供参考。     

某难处理金矿石浮选—氰化浸出试验

对某难处理含金石英脉矿石进行了高效利用试验研究,采用浮选可获含金54.20g/t,金回收率为73.23%的金精矿和含金1.43 g/t的尾矿。对金精矿和尾矿分别进行氰化浸出处理,获得了回收率53.49%的贵液和回收率36.21%的金精矿浸渣(含金26.80 g/t),金总回收率达到89.70%。该浮选—精尾分浸工艺流程为该难选金矿提供了较好的开发利用方案。     

新疆某金矿选—冶联合流程试验研究

针对新疆某微细嵌布难选金矿石,在矿石矿物学研究的基础上,开展了浮选—浮尾氰化选冶联合流程试验研究,采用最佳药剂制度,通过一粗一精二扫、中矿循序返回闭路浮选试验流程,获得回收率为85.54％、品位为45.72 g/t的金精矿.尾矿中损失的金,再磨后,通过氰化浸出回收,对原矿中金的回收率提高10％ 以上.全流程中,金的总回收率达96.51％.     

广西某微细粒嵌布银矿选矿试验

广西某银矿石中的银矿物主要以自然银、辉银矿和硫铁银矿形式存在,其颗粒细小,属于微细粒银矿物,且与脉石关系密切,对分选不利。针对矿石性质采用了较为合理的浮选—氰化试验流程,通过1次粗选、2次扫选,在原矿银品位为179 g/t的情况下,获得了精矿银品位为2 157g/t,银回收率为89.76%,浮选精矿氰化浸出率为95.14%的较好试验指标。     

贵州某金矿尾矿综合利用研究

为给贵州某金矿综合利用其尾矿资源提供初步的技术基础,进行了试验研究,试验采用浮选的方法先将金富集在金精矿中,然后对这种金精矿采用焙烧-氰化浸出的方法进行处理。试验取得了较好的效果:金精矿品位达到43.4g/t,回收率达到90.56%,尾矿品位为0.21 g/t;焙烧后金精矿的浸出率可达80.94%。因此,在该金矿进行尾矿的综合利用是完全可行的。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。