某难选矿石提金工艺研究

本文介绍了吉林省某金矿难选冶矿石提金工艺结果。该矿石难选冶的原因在于金嵌布粒度微细，且大量自然金以显微或超显微状态包裹在毒砂及黄铁矿矿物之中，另含有一定量的有机炭。试验采用原矿氰化－浸渣浮选－浸渣浮选精矿碱浸热压氧化－氧化渣氰化提金工艺，获得了金总回收率为９０．５０％～９１．５３％的结果．     

一种氰化提金废渣综合利用工艺方法

本发明涉及一种氰化提金废渣综合利用工艺方法,属于冶金和化工工艺技术领域。此工艺方法首先将氰化提金废渣进行酸化预处理,采用浮选技术,第一步富集提取铜铅锌银等精矿;第二步浮选47％～52Q％的高品位硫精矿,同时将金银富集;然后沸腾焙烧高品位硫精矿,产生的烟气制酸,余热发电;产生的烧渣进行氰化提金;提金以后的尾渣经过水洗涤处理,铁含量达到62％～68％,直接作铁精粉;最后,将浮选尾矿制作矿渣砖等建筑材料。     

提高五龙金矿浮选金精矿品位的试验研究

提高五龙金矿浮选金精矿品位的试验研究王兴国朱江（冶金工业部长春黄金研究院）丹东五龙金矿四道沟分矿矿石含金品位低（３ｇ／ｔ），而且含碳１％～２％，现场利用浮选的工艺回收金，虽然精矿经三次精选，金精矿品位只能达到６０ｇ／ｔ左右。由于含碳高不适合就地氰化，...     

金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究

某黄金冶炼厂金精矿采用直接氰化提金工艺处理，产出的氰化尾渣用作硫酸生产原料，硫元素得到利用，但其中的金没有得到回收，造成资源浪费。试验采用氰化尾渣脱氰、浮选工艺回收金、硫，结果表明：在一级加热脱氰，二级酸化深度脱氰，三级活化选硫选金工艺技术条件下，获得的金硫精矿中金、硫品位分别为1.75 g/t、48.60%,金、硫回收率分别达到81.50%、96.50%,实现了金精矿氰化尾渣中有价元素金、硫的综合回收。     

新疆哈图金矿金精矿细菌氧化一氰化提金试验研究

新疆哈图金矿矿石易浮选,难氰化浸出。金精矿直接氰化试验金浸出率仅为50％。采用细菌氧化-氰化提金工艺,金浸出率达到97．12％,试验指标较为理想。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

焙烧氰化尾渣中金的提取研究现状

随着环保要求越来越高,金矿资源日趋贫、细、杂,选矿难度越来越大,尾渣的资源化利用成为研究热点.针对焙烧氰化尾渣中金的提取,根据金不同的嵌布状态,以焙烧氰化尾渣中包裹体分解的有效性,将提金方法分为氧化铁包裹金的提取、硅酸盐包裹金的提取及综合提金三大类,并分析了各类别中不同工艺的优缺点及应用的适应性,为焙烧氰化尾渣中金提取...     

某碳质金矿石分支提金工艺流程试验研究

研究表明，浮选可获得品位较高的含碳质金精矿。在工艺条件试验基础上，确定了浮选－碳质精矿氧化焙烧－焙砂及尾渣分氰化工艺流程，金浸出率达８８．６５％。     

金精矿氰化尾渣回收铜的生产实践

介绍了对广东河台金矿金精矿氰化尾渣铜综合回收所采取的技术改造措施,以及改造后所获得的经济技术指标。     

小口金精矿氰化尾渣综合回收铅的试验研究

陕西省小口金矿精矿氰化尾渣中，含铅１９．７０％、含金３．５０ｇ／ｔ，银１７８．７１ｇ／ｔ，在适宜的氧化钙浓度下，不磨矿，不加温，不加活化剂，不破坏剩余氰化物，铅浮选试验指标良好，铅精矿品位达到５７．４６％，回收率７９．７０％，同时可以综合回收尾中的金和银。     

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究

对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO＋NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15．85％和30．44％。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧-酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。     

循环流态化焙烧低硫金精矿的生产实践

低硫金精矿再浮选产出含硫25%的二次金精矿与低硫含金尾渣。对二次金精矿进行两段焙烧,再对两段焙烧的焙砂氰化尾渣与低硫含金尾渣进行循环流态化焙烧。结果表明,经过循环流态化焙烧预处理后,低硫含金尾渣中载金硫化物等包裹金矿物焙烧反应充分,金的氰化浸出回收率较改造前提高了3个百分点左右。     

某金精矿氰化前的预处理工艺研究

浮选金精矿氰化前碱预处理，使氰化钠耗量由６ｋｇ／ｔ降至３．１ｋｇ／ｔ。氰化浸出前加碳质物的纯化剂煤油２￣４ｋｇ／ｔ，金的浸出率由９２．５１％增至９３．１７％。含铜金精矿用氨氰化处理，铜的浸出率由２９．４１％降至２３．５１％，氰化钠耗量由４．５ｋｇ／ｔ降至４．２５ｋｇ／ｔ。金精矿细磨氰化工艺中，采用适宜的搅拌强度，可以减少碱及氰化物的耗量。     

新疆卡拉麦里成矿带某金矿矿石特征及提取研究

通过矿石薄片鉴定表明,该金矿矿石结构为自形—半自形—他形为主;矿石中主要硫化物矿物为黄铁矿,氧化物以褐铁矿、磁铁矿为主。通过电子探针研究发现：矿石中金主要为晶隙金和裂隙金,且形态复杂多样,部分金矿物以难溶硅酸盐包裹金和硫化物包裹金形式存在;金矿物主要为显微金（0．2～20μm）和次显微金（＜0．2μm）。通过对矿石的提金试验研究表明：原矿浮选和氰化工艺均可取得较好的技术指标,但氰化指标较好;浮选金精矿品位83．37 g／t、回收率86．49％、产率5．98％;原矿氰化金浸出率可达96．38％。     

抛刀岭难处理金精矿细菌氧化-提金实验研究

抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明：对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。     

某低Au／S比难处理金精矿连续生物氧化一提金中试研究

针对某低Au／S比难处理金精矿，在前期实验研究的基础上，采用连续生物氧化一氰化提金工艺开展中试试验研究，考察工艺技术参数对后续氰化浸出率的影响。结果表明：在氧化时间7d、矿浆浓度15％、溶解氧浓度2mg／L、温度45℃、搅拌速度50r／min条件下，硫化物的氧化率达81．44％，氧化渣氰化提金浸出率为93％。     

氰化尾渣中微细粒低品位金回收技术研究与应用

针对某黄金生产企业氰化尾渣选硫生产过程中,微细粒低品位金无法回收利用造成资源浪费情况,开展系统试验研究。以现有氰化尾渣选硫系统为基础,以氰化尾渣及硫精矿为试验对象,进行金回收技术方案条件试验,最终形成氰化尾渣经现有选硫系统进行金、硫富集后,进行旋流器分级生产高金硫精矿和低金硫精矿技术方案。该技术方案成本低、易于工业化实施。现场改造后,产出金品位大于3.0 g/t、硫品位大于46.5%的高金硫精矿和硫品位大于46.5%的低金硫精矿2种产品,最大限度地提高了经济效益。     

含铜金精矿焙烧—水浸—氰化提金工艺研究

对广东某金矿含铜金精矿焙烧－水浸－氰化提金工艺进行试验研究，试验结果证明工艺是成功的。Ｃｕ浸出率〉９５％，金浸出率〉９７％。     

含砷金精矿的焙烧和氰化浸出试验及焙砂和浸渣的矿物学研究

采用两段焙烧——焙砂水淬(稀酸介质)——氰化工艺从某含砷难处理金精矿中提金,提取率可达92．2％,而采用常规的焙烧——氰化浸出工艺只能达到84．5％。对焙砂及氰化渣的矿物学研究表明,残留于渣中的大多数金均以超细的不可见金粒的形式为Fe_2O_3相包裹,因此,自该类型精矿中充分回收金的前提条件是尽可能破坏Fe_2O_3相。     

某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究

某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25．01g／t,金回收率46.35％;再磨浮选金精矿品位47．50g／t,金回收率57．65％的较好指标。