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。     

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。     

甘肃某难处理金精矿的预处理与生产实践

针对甘肃某含砷、含锑难处理金精矿,采用"浸锑—两段焙烧"脱锑、脱砷,然后进行氰化提金的流程。考察了浸锑条件和焙烧条件对脱锑、脱砷的影响。试验结果表明,在优化后条件下,含砷、含锑难处理金精矿的脱砷、脱锑率分别达到78.59%、93.8%,然后通过氰化浸出工艺提金,金的回收率可从48%提高到92.3%。     

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理-氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。     

金精矿焙烧酸浸渣浮选脱碳试验研究

针对金精矿焙烧酸浸渣含碳,氰化过程中劫金造成金进入氰化尾渣流失影响氰化金回收率的难题,采用浮选法进行了氰化前预先脱除回收,然后进行了氰化浸出试验。试验考察了充气搅拌浮选、捕收剂煤焦油和松醇油、超声波预处理等对碳的预先脱除回收效果。试验结果表明,以轻质煤焦油为捕收剂经超声波预处理浮选,含金碳回收率为71.51%,经浮选—氰化浸出金综合回收率达90.20%,较原工艺提高5.94%。     

氰化尾渣综合利用试验研究

试验采用浮选-焙烧-浸出的联合工艺,进行氰化尾渣中金、铁以及硫的综合回收利用。用黑药与黄药组合药剂进行黄铁矿的浮选富集,浮选得到硫品位为51.03%,回收率为77.7%高品质硫精矿,其含金6.12g/t,金回收率为59.10%;然后在800℃的温度下,对硫精矿进行焙烧制硫酸,硫焙烧回收率为98.60%,硫总体回收率为76.61%;最后对烧渣进行氰化浸金,金浸出率可达到96.86%,得到的浸渣为含铁62.27%的铁精矿,铁总体回收率为69.12%。试验的联合工艺能有效地综合回收利用氰化尾渣中的有价组分。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

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...     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

陕西山阳某锑矿试验研究

陕西山阳县某锑矿,原矿含锑2.27%,硫2.85%,砷0.27%。通过试验选择糊精、硅酸钠作为组合抑制剂,正丁醇作为起泡剂,有效抑制了石英、黄铁矿、毒砂矿物进入锑精矿中。采用一段磨矿、一次粗选、一次扫选、两次精选的工艺流程,最终获得产率3.45%、锑品位59.42%、回收率90.31%的锑精矿。     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

新疆某含砷高硫微细粒锑矿浮选试验研究

新疆某辉锑矿石锑含量为2.43%，锑主要以细粒、微细粒嵌布存在于毒砂、黄铁矿、磁黄铁矿裂缝中，脉石矿物主要为石英、钙镁矿物及少量铝硅酸盐。为给该矿石开发利用提供依据，进行了选矿工艺试验。结果显示：在磨矿细度为-0.074 mm占90%条件下，硫酸调pH值为6.5，以组合抑制剂TS-1作硫砷矿物抑制剂、硝酸铅为锑活化剂、乙硫氮+丁胺黑药为捕收剂，经1粗2精3扫闭路流程浮选，获得了锑品位为49.95%、回收率为95.47%的锑精矿。试验结果可以为该矿石的合理开发提供参考。     

俄罗斯某富砷锑矿石浮选试验

俄罗斯某富砷锑矿锑品位为8.78%、砷含量为1.40%。锑主要以辉锑矿的形式存在,砷主要以毒砂的形式存在,毒砂嵌布粒度微细,少量辉锑矿存在于毒砂裂缝中,增加了辉锑矿分选的难度。为给该矿石选矿工艺提供依据,对其进行了浮选流程试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占75%条件下,以硝酸铅为锑活化剂、腐植酸钠为砷抑制剂、丁黄药为捕收剂,经1粗3精1扫闭路流程浮选,得到的锑精矿锑品位为59.22%、回收率为84.58%、砷含量为0.73%。试验结果可以为该矿石选矿工艺流程的确定提供依据。     

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...     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

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%。     

以精炼铋烟尘为原料冶炼锑工艺

以含砷精炼铋烟尘为原料, 采用盐酸浸出-水解-转化-还原熔炼工艺冶炼锑, 消除了其危害性并使其得到资源化。当固液比为1∶3, 反应时间为4 h, 反应温度为80 ℃, 盐酸用量为1.2倍理论量时, 盐酸浸出精炼铋烟尘, 锑浸出率可达99.5%。盐酸浸出液在稀释比为10∶1, 水解温度为25 ℃时, 水解1 h, 得到氯氧锑。氯氧锑在固液比为1∶1.6, 反应温度为25 ℃, 反应时间为1 h, 氨水用量为1.2倍理论用量时, 转化得到纯度为90.76%的三氧化二锑。实验探讨了三氧化二锑还原熔炼过程中温度、反应时间、还原剂无烟煤用量、熔剂碳酸钠用量对锑直收率的影响。当反应温度为1 100 ℃, 反应时间为45 min, 还原剂无烟煤用量和熔剂碳酸钠用量分别相当于三氧化二锑质量的4.9%和4.32%时, 还原熔炼所得金属锑含量为99.04%, 锑直收率达到93.2%。