综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。     

氰化渣中铜铅的浮选回收试验研究

氰化渣中含有多种有价金属,但渣中有价金属的回收一直是黄金行业的难题。以山东某黄金企业的氰化渣为研究对象,通过分离浮选试验研究,确定了氰化渣中铜铅浮选回收的最佳工艺流程和药剂制度。最终闭路试验得到了铅品位66.48%、铅回收率89.91%的铅精矿和铜品位15.51%、铜回收率69.09%的铜精矿,实现了该氰化渣中铅铜的分离回收。     

某金矿高浓度氰化贫液处理试验研究

某金矿氰化提金过程产生的氰化贫液中氰根含量较高达到5400 mg/L,铜、锌离子含量分别为8500mg/L、5500 mg/L。该试验采用新型化学法处理氰化贫液,经催化氧化处理后,贫液中的氰根去除率近100%、铜去除率约为80%、锌去除率约为94%。现场采用处理后的贫液进行氰化浸出试验,证明该返回液对氰化浸出过程无影响。另外处理后贫液经过滤洗涤后获得的沉淀物经沉淀转换后为无毒害的铜锌盐类,沉淀物纯度较高,铜锌的品位均超过了在30%,可作为合格产品出售。     

某氧化金矿氰化浸出工艺研究-增刊

某金矿为氧化性金矿,金品位3g/t,含砷0.86%,采用全泥氰化工艺处理得到金回收率为72.53%;采用加入常规氧化剂预处理-氰化浸出工艺得到金回收率最高为74.89%;采用碱浸-氰化浸出工艺最佳条件下,金浸出为81.97%。碱浸-氰化浸出工艺可作为该氧化金矿提金处理工艺。     

银矿氰渣多金属综合回收试验研究

某银矿氰化渣含铜、铅、锌、银、金等多种有价元素,综合回收总体价值高。针对该氰化渣特点,采用铅、铜、锌优先浮选工艺,获得了铅品位和铅回收率分别为50.98%和32.09%的铅精矿、铜品位和铜回收率分别为17.61%和81.49%的铜精矿以及锌品位和锌回收率分别为49.52%和64.11%的锌精矿,金、银在铅、铜、锌精矿产品中得到富集,为该氰化渣综合回收利用提供了依据。     

新疆难处理金精矿焙烧预氧化—氰化提金工艺试验研究

对新疆某难处理金精矿进行工艺矿物学研究和焙烧预氧化—氰化提金工艺研究。试验结果表明,通过对该金精矿进行焙烧预氧化处理后,氰化金的回收率达91.42%,比常规氰化回收率提高了50.60%。这对于该类型金矿资源的充分利用有着重要意义。     

乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。     

云南某金矿提金工艺试验研究

云南某金矿石为褐铁矿化含炭糜棱岩型金矿石,原矿中金赋存状态复杂,金品位较低,仅3.56 g/t,含碳量0.619%,属低品位原生高碳金矿石。为合理开发利用该矿石,获得高品位的金精矿,降低生产运营成本,对其分别进行了全泥氰化浸出、焙烧—氰化浸出、摇床提金、单一浮选试验研究,对比各流程的试验结果,确定采用1粗1精3扫的单一浮选工艺处理该矿石,获得的金精矿品位达38.92 g/t,回收率为75.42%。     

云南某银矿选矿试验研究

分析了云南某银矿的主要矿物组成,针对该矿石含银矿物种类多、氧化程度高的特点进行了大量试验,最终采用浮选一尾矿氰化联合流程。为提高银精矿回收率,浮选过程采用联合用药,加入捕收剂B,使银的回收率提高了近9%。氰化过程加入助浸剂D+助浸剂C,使银的浸出率提高了近30%。最终指标为浮选银精矿产率2.57%,银品位4541.63g/t,银的回收率67.43%;浮选尾矿氰化作业的浸出率69.18%,对原矿回收率22.53%,总回收率为89.96%。     

陕西某黄金冶炼厂焙烧氰化浸渣提金方法研究

陕西某黄金冶炼厂的焙烧氰化尾渣中可供选矿回收的组分只有金和银,其中金品位为4.92 g/t左右,银品位为21.77%。工艺矿物学研究结果表明,原料中的金主要为裸露半裸露金和硅酸盐中金,铁主要赋存在赤褐铁矿中。根据原料性质特点,进行了详细的条件试验研究。试验结果表明:该焙烧氰化尾渣经高温焙烧—氰化浸出的提金工艺流程,可得到金和银的浸出率分别为66.26%和90.26%,为该地区焙烧氰化尾渣资源的开发提供了技术支撑。     

山东某金矿氰化浸出金的研究

针对矿石风化严重、具有多孔状结构的细粒自然金的特点,采用氰化浸出工艺回收金.用石灰作为保护碱,氰化钠作为浸出剂,通过优化工艺条件,在原矿金品位为4.45g/t时,可获得金浸出率为97.30％的指标.     

某金铜氧化矿提金探索试验

对某难选氧化金铜矿进行了浮选、全泥氰化和柱浸等提金探索试验,以实现经济合理地开发该金铜氧化矿。结果表明,采用全泥氰化浸出提金的工艺流程,可得到比较理想的经济技术指标。     

甘肃某金矿石选矿试验研究

根据矿石性质进行了选矿试验研究。其中,全泥搅拌氰化浸出金浸出率为94.01%;对-15mm和-25mm矿样进行柱浸,金浸出率分别为87.18%和84.28%。试验结果表明,该矿石适合就地浸出生产。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

云南某氧化金矿石氰化浸出渣对金和银氰络合物的吸附

研究某褐铁矿型金矿石氰化浸出渣对银和金氰络合物的吸附过程.结果表明,随吸附时间延长,溶液中金络合物浓度降低,而银络合物浓度有所增加.浸出渣对金和银络合物的吸附特点不同,活性炭与浸出渣对金和银络合物的吸附特性也不同.浸出渣对被浸出的铜络合物也有一定的吸附作用,对滤液中的氧化钙有比较大的吸附作用,从而导致矿浆的pH下降.     

难处理金矿石的加压浸出技术

采用加压氧化工艺对我国某难处理金矿进行预处理，预处理后金的加压氰化没出率达到92％以上。进行了酸法加压氧化预处理、催化加压氧化预处理和碱法加压氧化预处理试验。文中还简述了各种方法的机理和优缺点。在小型试验基础上进行了吨级扩大试验，其结果优于小型试验。     

黑龙江某难选金矿选矿工艺研究

针对黑龙江某微细粒浸染、有机碳含量高、原矿氰化浸出金浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,本研究采用了一种新型的、捕收能力强、选择性好的金捕收剂BK912,结合一段细磨—粗精矿再磨工艺,经过两次粗选、三次精选、两次扫选,获得了金精矿金品位50.60g/t、金回收率87.27%的较好指标。     

甘肃省某低品位金矿选矿试验研究

甘肃某金矿为低品位氧化矿石,金矿物为自然金,自然金颗粒以微细粒为主,且有37.04%以包裹金形式赋存。在矿石特征分析的基础上进行了常规浮选、重选、全泥氰化三种工艺流程对比,最终确定用全泥氰化工艺回收金。通过全泥氰化指标各影响因素的优化探讨试验,得出了最佳选别条件:磨矿细度-200目占85%、保护碱石灰用量为2000g/t、PH=10-11、氰化钠用量800g/t、浸出时间4h、矿浆浓度40%、底炭密度15g/L、吸附时间8h。在此条件下,进行氰化炭浸综合条件平行试验,可获得金浸出率93.15%、金吸附率99.45%、金总回收率92.63%的较好指标。     

紫金山金矿提金工艺研究与探讨

介绍了紫金山金矿采用堆浸、全泥氰化提金试验的原则流程和结果，对堆浸－全泥氰化联合提金试验和原则流程合理性进行了初步分析和探讨，并对该矿提金工艺提出了看法，可供现有提金选矿厂改造和新建提金破厂设计参考。