某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...     

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。     

灵宝某金矿石工艺矿物学研究

灵宝某金矿石属于石英脉型金矿石,金品位为1.94 g/t。为了给该矿石的选矿工艺研究提供依据,对矿石进行了工艺矿物学研究。结果表明:(1)矿石中有回收价值的元素为金,主要以自然金和碲金矿的形式存在,与金矿物关系密切的矿物主要有黄铁矿,其次是磁铁矿、方铅矿、黄铜矿等。(2)矿石中的自然金多以粒状、不规则粒状、麦粒状、棱角粒状被黄铁矿包裹,其次呈叶片状、不规则粒状以裂隙金形式产出,少量以粒间金的形式产出;碲金矿多以粒状、圆粒状、不规则粒状被硫化物包裹,其次呈不规则粒状以裂隙或粒间的形式产出。(3)矿石中71.10%的金被黄铁矿包裹,裂隙金、粒间金占总金的24.22%,仅有4.68%的金被其他脉石矿物包裹。(4)矿石中主要载金矿物黄铁矿主要呈自形—半自形粒状或他形粒状,可见方铅矿、黄铜矿沿黄铁矿粒间或裂隙充填产出及粗粒黄铁矿包裹细粒黄铜矿和脉石颗粒现象等。黄铁矿以中、粗粒为主,粒径多在0.5~2 mm,少量黄铁矿呈细粒嵌布,粒径在0.15~0.6 mm。(5)矿石在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,97.03%的黄铁矿得以解离,黄铁矿主要分布在0.10~0.037 mm粒级,+0.10、0.037~0.01 mm粒级次之。因此,采用浮选工艺富集黄铁矿并强化对裂隙金、粒间金的回收就可实现该矿石中金的充分回收。     

难处理金矿石选冶工艺研究

本文介绍了四川省东北寨金矿石的选冶工艺研究。该矿中的金以次显微状分散在黄铁矿（砷黄铁矿等）硫化矿物和粘土矿物中,在电子显微镜和电子探针下都未见到金矿物,矿石中还富含有害杂质砷、硫和碳,属极难处理矿石。经多方案比较,提出的处理该类型矿石的选冶流程为：浮选－精矿焙烧－浸出（有氰和无氰）工艺,其中氰化浸出的选冶总回收率达８１．３４％,无氰强化浸出的选冶总回收率达８２．１５％。     

陕西柞水某金矿石选矿试验研究

陕西柞水某金矿石属碳质泥质粉砂岩型及角砾-碎裂岩型金矿石,矿石中的金主要以次显微金的状态存在,主要载体矿物为黄铁矿和毒砂。为确定矿石的开发利用工艺,进行了选矿试验研究。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占78%的情况下,采用2粗1扫、中矿返回流程处理,可获得金品位为108.15 g/t,银、砷含量分别为27.00 g/t和10.78%,金回收率为92.14%的金精矿,试验指标较好,可作为选矿厂设计依据。     

印尼某难处理金矿的金赋存状态研究

印尼某金矿,金品位8.61 g/t,选矿浮选金回收率仅为56%,为查明金难选原因,对样品进行金赋存状态研究。结果表明：主要的载金矿物黄铁矿有多种产出形态,不同类型黄铁矿的含Au特征不同,其中微细卵状黄铁矿含Au极高,约250～1 000 g/t;针状黄铁矿含Au量100～300 g/t;其他类型黄铁矿(草莓状、胶状、五角十二面体及立方体黄铁矿)含Au量仅0～25 g/t。因此,微细卵状黄铁矿是最重要的载金矿物,其粒度微细,仅0～3μm,难解离难回收,是导致浮选金回收率低的主要原因。     

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。     

青海某难处理含砷金矿石工艺矿物学研究

青海某难处理含砷金矿矿石性质较为复杂,产出的金精矿金品位及回收率均较低.为充分掌握矿石性质、提高金品位及回收率,利用偏光显微镜、场发射扫描电子显微镜(SEM)等手段对矿石进行了系统的工艺矿物学研究.结果表明:①不同矿区金品位分布极不均匀,平均Au品位3.0 g/t;矿石中主要金属矿物为黄铁矿,少量闪锌矿和方铅矿以及微量...     

陕西某含碳微细粒金矿石工艺矿物学研究

陕西秦岭地区某含碳微细粒金矿石中有用矿物为自然金及辉银矿,金品位为5.20×10-6。为给该矿石选矿工艺流程制定提供依据,通过光学显微镜、化学分析、X射线衍射、扫描电镜、能谱分析等分析手段,对矿石化学成分、矿物组成、金的赋存状态及嵌布特征等进行了系统研究。结果表明:矿石中金主要以自然金形式存在,粒度微细,0.005~0.01 mm粒级占83.03%;碳质(有机碳和石墨碳)含量高、粒度细,且与石英等脉石矿物紧密共生;碳质及黏土矿物含量高、自然金粒度微细、部分微粒金被碳质硅质板岩碎屑(石英、碳质、褐铁矿等组成)包裹,均不利于金的选矿回收。研究结果对矿石分选工艺流程的制定具有指导意义,可以为该类难处理金矿石的开发利用提供借鉴。     

青海某微细粒浸染型难处理金矿石工艺矿物学研究

这是一篇矿物加工工程领域的论文。黄铁矿和砷黄铁矿属于常见伴生硫化矿,因二者的晶体结构与表面性质十分相近,所以其浮选分离一直是重要的研究课题。砷硫两种矿物浮选过程中会发生不同程度氧化反应,利用氧化处理技术强化二者的氧化差异,改变矿物本身固有的浮选行为,可以实现砷黄铁矿与黄铁矿的分离。论文从黄铁矿和砷黄铁矿的自身晶体结构与表面性质入手,详细介绍了黄铁矿和砷黄铁矿在氧化浮选分离工艺及机理方面的研究现状及进展,并对研究方向进行了分析展望,希望能够为砷硫矿物的绿色、高效浮选分离提供一定的借鉴。     

四川某含砷难处理金精矿细菌氧化—无氰提金试验

四川某高硫高砷金精矿中的金主要以银金矿的形式存在,主要载体矿物为黄铁矿和毒砂,金矿物以极微细粒包裹在硫化矿物中,常规碳浆法氰化浸金效果极不理想。为高效、低毒浸出该精矿中的金,以经驯化的Acidithiobacillus ferrooxidans和Leptospirillum ferrooxidans混合菌群为氧化预处理微生物,采用细菌氧化—无氰浸金工艺研究了浸矿条件。结果表明,对金品位为46.87 g/t、含砷8.56%、含硫15.08%的金精矿,在试样粒度为45~0μm、矿浆浓度为120 g/L、初始p H=2、Fe2+初始浓度为1.5 g/L、细菌接种量为20%情况下细菌氧化预处理12 d,再在无氰浸金新药剂用量为4 kg/t的情况下浸出4 h,金浸出率可达81.67%,高于常规碳浆法氰化浸金效率约60个百分点,浸金效果良好。     

高砷微细浸染型难处理金矿细菌预氧化-氰化提金试验研究

针对高砷微细浸染型难处理金矿, 进行了化学预氧化-氰化浸金和细菌预氧化-氰化浸金。结果表明, 细菌预氧化-氰化浸金能有效氧化金矿石, 在细菌接种量10%、矿浆浓度15%、45 ℃下预氧化7 d, 金浸出率达到89.24%。     

赞比亚某难浸氧化铜矿石工艺矿物学研究

赞比亚某铜矿属于复杂难浸氧化铜矿,为充分了解该类矿石的性质,并为制定合理的选冶工艺提供基础资料,通过化学分析、X射线衍射分析、扫描电镜-能谱分析、工艺矿物学分析仪(BPMA)分析等多种测试方法对该氧化铜矿进行了系统的工艺矿物学研究.结果表明,原矿中的铜主要分布在云母矿物中,分布率为68.63％.此外,还有少量铜分布在孔...     

甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究

对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。     

某泥质难选氧化金矿选矿试验

为给川西某含砷泥质氧化金矿的高效开发利用提供技术依据,在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对氰化浸出-重选工艺的技术参数进行了研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%、石灰用量为1 000 g/t、NaCN用量为750 g/t、浸出矿浆液固比为2∶1、浸出时间为36 h情况下,可取得76.55%的金浸出率;金品位为1.32 g/t的氰化浸渣经6-S摇床粗选（摇床冲程为12 mm,冲次为300 r/min,床面横向坡度为2.5°,冲水量为2 m3/t,给矿速度为5 kg/min）、B型间断式排料Falcon离心机扫选（给料速度2 L/min,矿浆浓度为15%,离心力场为225 g,反冲水压为0.02 MPa,转动频率为60 Hz）,可获得金品位为33.79 g/t,金回收率为19.15%的重选金精矿,金的总回收率高达95.70%。     

浮选柱优化难选金矿流程的探索性试验研究

针对某选矿厂改造中存在的厂房空间有限、浮选机浮选时间不足的问题,展开多作业段的浮选柱适应性试验研究,以期在有限的空间条件下延长浮选时间,提升选矿效率。试验分别在中矿再磨再选、尾矿再选、三段给矿选别和精矿段四个作业段进行了试验研究。结果表明中矿再磨再选浮选柱流程可获得较高的精矿品位,但回收率较低;而浮选柱在尾矿再选试验中能够显著提升金精矿品位;给矿和精选作业段的试验中,浮选柱也能明显地提升金的回收率或是精矿品位。改造中可将浮选柱与浮选机组成"柱—机联合配置",从而提升选矿厂整体选别效率。     

提高某难选金矿石金精矿品位的浮选试验研究

某难选金矿石含金1.97 g/t,矿物组分复杂,独立金矿物嵌布粒度细,主要载金矿物黄铁矿嵌布粒度粗细不均,同一种矿物少部分是载金矿物而大部分为不含金矿物,导致金精矿不含金杂质矿物含量高,金精矿品位较低。为提高该金精矿品位,采用高效捕收剂MA与丁基铵黑药组合,金精选添加适量的分散剂六偏磷酸钠,通过一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路试验流程,最终获得金精矿含金50.51 g/t、含银1 180.8 g/t,金回收率为93.96%、银回收率为90.13%。金精矿中金品位得到有效提高。     

提高含砷锑微细粒金矿选矿回收率的生产实践

甘肃某含砷锑微细粒浸染型金矿石原有的选矿工艺流程为单一浮选,选矿回收率仅65.21%。生产实践中,通过增加重选,有效地回收了矿石中的颗粒金矿物,重选回收率5.81%;在磨矿分级回路中增加了闪速浮选,有效避免了部分有用矿物的过磨,回收率达到7.06%;磨浮系统改为阶段磨矿阶段选别,浮选回收率达到68.13%;浮选尾矿通过环保提金剂浸出,尾矿浸出回收率达到6.78%。通过上述改造,联合选矿工艺流程选矿回收率达到了87.78%,较改造前提高了22.57个百分点,较大程度地提高了资源利用率,经济效益显著。     

某微细粒含砷含碳难处理金矿浮选试验研究

针对某微细粒含砷含碳难处理金矿进行了浮选试验,在磨矿细度-0.074mm含量为90%条件下,采用浮选条件试验确定的最佳药剂制度,通过两次粗选、三次精选、三次扫选的闭路浮选流程可以获得精矿金品位41.90%、金回收率80.64%的浮选指标。工艺矿物学研究结果表明,尾矿中的金主要以微细粒贫连生体硫化物、硫化物又包裹金的形式存在,采用浮选工艺难以有效回收。     

难处理金矿焙砂氯化挥发提金试验研究

采用高温氯化挥发法对难处理金矿的焙砂进行提金试验研究,试验考察了氯化温度、氯化时间、氯化剂添加量和干球强度的影响因素。研究结果表明,在氯化温度1150℃、氯化时间1 h、Ca Cl2添加量5%的条件下,金、银的挥发率分别达到98%、60%,而且Si O2、Al2O3、Ca O、Mg O和铁等几乎不挥发,实现金、银等有价元素与脉石分离。根据试验结果,提出一种难处理金矿的焙砂氯化挥发提金新工艺。