某难处理金矿石绿色高效联合提金工艺试验研究

针对青海某高含泥、含砷碳微细浸染型难处理金矿石性质,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了提金工艺探索试验。结果表明:采用浮选—浮选尾矿再磨预浮碳—CIL联合工艺,可获得较好试验指标,原矿磨矿细度-74μm占75.48%,浮选精矿金品位35.14 g/t、金回收率71.40%;浮选尾矿再磨细度-74μm占92.65%,预浮碳后进行CIL浸出,采用"绿金"环保提金剂,金浸出率50.06%,金综合回收率85.72%,试验指标与氰化钠浸金相当。     

某高砷微细粒难处理金矿石选冶试验研究

某金矿石含砷、含碳,且金嵌布粒度细,部分包裹于黄铁矿、毒砂、脉石矿物中,属于典型的难处理金矿石。针对该矿石性质,开展了原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出选冶试验研究,并详细考察了磨矿细度、pH调整剂、捕收剂等对选别指标的影响。结果表明：在最佳条件下,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出工艺,金总回收率为73.03%。研究结果可为含砷金矿资源的开发利用提供借鉴。     

辉绿岩硫化矿选矿试验研究

通过对辉绿岩硫化矿进行全泥氰化浸出、浮选、柱浸浸出的试验研究,研究结果表明:在原矿磨矿细度为-0.074mm占90%的条件下进行全泥氰化浸出,金的浸出率为83.5%;在原矿磨矿细度为-0.074mm占98%的条件下进行浮选,金的回收率为56.21%;经预氧化处理后进行柱浸浸出,金的浸出率为67.5%。经工艺方案比较表明,在黄金价格240元/克的情况下,推荐采用堆浸工艺来处理该辉绿岩硫化矿。     

河北某矿石中金的氰化及混汞试验研究

为了回收河北某矿石中的元素金,对该矿矿石进行了氰化浸金及混汞试验研究。在原矿金品位23.6 g/t,磨矿细度-200目含量为91.2%,NaCN用量为2.5 kg/t,浸出时间24h条件下,获得了浸渣金品位0.403 g/t,金浸出率为98.29%的氰化浸出指标。混汞金回收率为48.86%。     

某高铁铜硫矿石的选矿试验工艺研究

针对某高铁铜硫矿石的性质,将原矿磨至细度为≤74μm占70%、以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂混合浮选铜硫,铜硫粗精矿再磨至≤45μm占85%后,主要以新型无机抑制剂DT-2#(次氯酸钙为有效成分)为黄铁矿抑制剂进行铜硫分离,浮选尾矿进行磁选选铁.试验结果表明,采用"铜硫混浮-粗精矿再磨-铜硫分离-浮选尾矿磁选"流程,在原矿含铜0.52%、硫2.31%、铁49.26%的条件下,可获得含铜22.36%、回收率为87.29%的铜精矿,含硫38.43%、回收率为62.88%的硫精矿,含铁66.98%,回收率为91.34%的铁精矿.所用工艺流程简单,选矿指标较佳.     

铜矿石粗磨优选工艺探索试验研究

某矽卡岩型铜矿原矿含铜0.98%,试验研究通过采用混合用药、延长浮选时间及中矿再磨等工艺优化措施,实现了一段粗磨选矿。在一段磨矿细度-74μm55.2%、中矿再磨细度-74μm81.3%条件下,经"二粗二扫一精"浮选流程,获得铜精矿品位20.37%(Au9.04g/t;Ag93.27 g/t),铜回收率94.40% (Au71.85%;Ag71.78%)的选矿技术指标。     

甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究

针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究.结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达...     

青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。     

广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究

对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明：在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。     

从铜尾矿中回收白钨的选矿试验研究

依据某矿山的矿石性质,进行了原矿化学分析与白钨矿单体解离度测定,测定该选铜尾矿含WO30.21%,S6.09%,试验研究以原矿工艺矿物学研究结果为基础,采用先脱硫再浮选的选矿工艺流程回收钨。试验结果表明:铜尾矿磨矿细度为-0.074 mm含量75%时,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选脱硫工艺流程,可获得含硫48.98%、回收率98.15%的硫精矿;选硫尾矿通过两次钨粗选,两次钨扫选,五次钨精选的闭路浮选流程获得含WO355.88%,WO3回收率为80.35%的白钨精矿。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究.化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t.工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金.浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明:粗选在Na2CO3用量为500 g/t、(NaPO3)6(六偏磷酸钠)...     

氰化尾渣提金预处理试验研究

针对某选矿厂高硫高砷难处理金矿石经两段焙烧—氰化浸金后产生的尾渣,根据其性质分析,采用硫酸浸铁—硫脲浸金工艺进行提金试验研究。其结果表明:在最优浸铁条件下,即浓硫酸用量45 m L、温度80℃、时间4 h、液固比4∶1,产出的浸铁渣再进行硫脲浸金,铁和金的浸出率分别达到60.37%和63.44%;这表明采用该工艺可有效地从该氰化尾渣中浸出回收金。     

新型环保浸金剂在金兴矿业公司的试验应用

金兴矿业公司采用原矿焙烧、焙砂氰化浸出提金工艺,在日益严峻的环保形势下,亟需寻求新型环保浸金剂替代剧毒氰化钠.通过小型试验和半工业试验,考察了新型环保浸金剂CG505 A替代氰化钠的可行性.结果表明:在原有氰化钠浸出系统不变的情况下,CG505 A可对等替代氰化钠进行连续生产,浸出效果良好;CG505A浸出尾矿浆滤饼毒...     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

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。     

一种新型浸金剂的应用试验研究

对"绿金牌"新型环保浸金剂进行了全泥炭浆提金工艺条件研究及工业应用试验。其结果表明,该"绿金牌"新型浸金药剂与氰化钠的浸出效果基本一致,工业试验中金的浸出率可以达到92%以上。对尾渣的有害性分析结果表明,该药剂的干排尾渣中氰化物含量远远低于氰化浸出工艺的干排尾渣,符合环保标准。     

四川某中基性岩浆岩型金矿选别试验研究

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。     

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。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。