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。     

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%。     

浮选锑尾矿回收金的试验研究

青海某锑金矿选矿厂采用"先锑后金"的优先浮选流程,因矿石氧化程度高,泥化现象严重,导致浮选金精矿品位及回收率很低。为了提高金的选矿回收率,对选锑尾矿采用CIL提金试验研究,金浸出率为65.10%,相比较原选矿工艺金回收率提高52.95%。     

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。     

河南某金尾矿回收金试验研究

河南某金矿为进一步回收尾矿库尾矿中的金,实现资源的综合利用和经济效益最大化,在尾矿矿石性质研究的基础上,探索制定了尾矿再磨—浮选—尾矿细磨—非氰浸出选冶联合回收金工艺。经过探索试验和条件优化试验,在-0.074 mm85%的磨矿细度下,浮选闭路试验获得了金品位38.77 g/t、金回收率44.97%的金精矿;浮选尾矿细磨至-0.037 mm90%,使用硫代硫酸盐法和"金蝉"试剂的浸出率分别为25.88%和30.59%,最终金的总回收率为75.56%,取得了较好的技术指标。     

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%。     

镇源金矿东瓜林矿段混合矿石提金工艺研究

本文介绍了镇源金矿东瓜林矿段混合矿石的提金工艺。该矿石由于金嵌布粒度极细,氧化程度高,矿石中含有少量硫化物包裹金及对氰化浸出影响极大的碳质物,采用单一浮选或氰化浸出工艺均难以获得好的选冶指标。试验采用浮选—浮选尾矿氰化浸出（树脂浸出法）的原则流程,获得了金总回收率８５．４６％的较好指标     

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。     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准.脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8～2.0 g/t.为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究.结果表明:①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90％、六偏磷酸钠用量为2500 g/t...     

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。     

某尾矿回收金工艺对比试验研究

某浮选尾矿金品位偏高,品位为0.55 g/t。为回收该尾矿中的金,试验进行了直接磨矿浮选、分级粗粒再磨—全粒级浮选、尼尔森重选、氰化浸出四种工艺对比研究。研究结果表明,分级粗粒再磨—全粒级浮选工艺更适合该尾矿中金的回收,该工艺可获得金精矿产率为0.81%,品位为35.18 g/t,回收率为53.53%,浮选指标较好,工艺简单,按照现场原矿生产浮选流程,生产上易操作。经初步经济分析,该尾矿吨矿利润可达27.74元,工业应用价值较好。     

高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究

原矿含有大量有机碳,金赋存状态复杂,属低品位原生金矿石。本选矿工艺采用优先浮碳,消除有害元素再选金,浮选尾矿氰化浸出的工艺流程,使难选金避免走原矿焙烧浸出的高投资、高成本运营的选矿工艺流程,综合回收率86.67%。     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。     

严家湾含砷难处理金矿提金工艺比较探讨

介绍了采用浮选法、炭浆法非氰提金工艺开发严家湾含砷难处理金矿资源的试验研究现状,并从产品方案、技术、经济以及管理等方面进行了设计提金工艺比较。结果表明,浸金药剂XY浸出过程稳定,对环境友好;非氰提金工艺较浮选法总回收率高5%,产品计价系数高30%以上,加工利润多100元/t·矿,经济效益好;非氰提金工艺避免了精矿难沉降的问题。推荐炭浆法非氰提金工艺。