某低品位氧化型金矿选矿试验研究

针对某低品位氧化型金矿矿石进行了详细的氰化法提金试验研究,采用"破碎—洗矿—重选—堆浸—炭浸"工艺流程处理该矿石,试验取得了良好的试验指标,该技术为矿石的开发提供了技术依据。     

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。     

某低品位金矿的氰化浸出试验研究

对含金1.15 g/t的某低品位金矿进行了原矿全泥氰化浸出和柱浸浸出的实验室试验研究,研究结果表明,在原矿磨矿细度为-74μm占90%条件下,采用原矿全泥氰化浸出工艺,金浸出率79.13%;采用柱浸浸出,-10 mm粒级矿样金浸出率达到68.70%。工艺方案比较表明,在目前原矿金品位1.15 g/t、金价220元/g的情况下,推荐采用堆浸工艺开发此低品位金矿资源。     

国外某低品位贫硫型金矿选冶试验研究与工业应用

国外某低品位贫硫金矿石含金1.24 g/t,在对矿石性质进行详细研究的基础上,开展了全泥碳浸、浮选+氰化联合工艺、粗粒堆浸+细粒碳浸三个工艺方案的试验并进行了经济技术指标的对比,最终推荐采用全泥碳浸方案。针对该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下,采用全泥碳浸方案,氰化浸出48 h,金浸出率达到86.41%,浸渣金品位为0.17 g/t,吨矿氰化钠耗量为0.15 kg,实现了该低品位金矿的高效回收,并进行了工业化应用,生产指标与小试指标高度吻合。试验结果可作为该低品位贫硫金矿10 000 t/d选冶厂的设计依据。推荐的工艺方案流程及药剂制度简单,数据重现性好,处理成本低且生产经济技术指标稳定,对相同或类似性质的低品位金矿石的开发利用具有一定的借鉴和参考作用。     

某低品位原生金矿选矿试验研究

对某低品位原生金矿进行了选矿试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了粗选最佳选别条件:磨矿细度-200目65%;pH值调整剂碳酸钠用量1500g/t,相应pH值为8.5;浮选浓度31%;丁基黄药用量60g/t;2#油用量35g/t。在此条件下,进行了一次粗选、三次精选、两次扫选的实验室闭路试验,可获得金精矿品位29.8g/t、回收率为94.59%的较好指标。试验结果表明,该低品位金矿可以通过浮选达到预先富集的目的。     

某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

甘肃某低品位难选金矿浮选试验

对甘肃某低品位难选金矿进行了选矿试验,并研究了该矿石的浮选工艺及在浮选过程中各种药剂的用量。结果表明,采用一粗—两扫—三精的闭路流程,最终获得金品位为21.70 g/t、金回收率为87.79%、硫品位为40.57%、硫回收率为83.98%的金精矿。该低品位金矿可以通过浮选达到预先富集的目的。     

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%。     

某金矿工艺改造试验研究

某低品位氧化型金矿石含有少量硫化物。根据矿石性质及现场实际,采用浮选－金精矿浸出－锌粉置换的工艺流程,氰化浸渣综合回收铅,最终金总回收率为86.79%,银总回收率69.85%,并可得含铅为43.8％的铅精矿。此方案已在生产实践中得到验证。     

某钾化蚀变岩型低品位金矿选矿试验研究

对河北某钾化蚀变岩型低品位金矿进行了选矿试验研究。在磨矿细度-0.074 mm粒级占65%条件下, 采用一次粗选两次扫选一次精选闭路浮选, 获得了金精矿金品位43.47 g/t、金回收率82.70%的良好指标, 为现场清洁生产和矿产资源高效利用提供了技术依据。     

某金矿石中金的浮选及氰化浸出试验

辽宁某金矿石因载金硫化矿物浸染粒度细并与脉石矿物共生密切以及矿石中易泥化矿物含量高而较为难选。对该矿石进行浮选试验,结果表明,在-200目占95.3%的磨矿细度下,以碳酸钠为调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为捕收剂、2号油为起泡剂,获得的浮选精矿金品位为77.1 g/t,金回收率79.58%。进一步对浮选尾矿进行氰化浸出,可获得82.20%的作业金浸出率,从而使金的总回收率达到96.37%。对原矿直接氰化浸金进行探索,结果表明,金的浸出率仅为80.41%。     

某氧化型金矿石氰化浸出试验

某氧化型金矿石金含量高达7.76 g/t,但浮选工艺回收效果极不理想。采用分段浸出工艺对磨矿细度、氰化钠用量、浸出时间等重要工艺技术条件进行了研究,还对影响金浸出的铜离子进行了预处理研究。结果表明,浸前氨水预处理有利于削弱铜对金浸出的负面影响,在试验确定的最佳工艺技术条件下,金浸出率达到了90.11%,达到了工业生产要求。     

低品位氧化铜矿选矿技术综述

简述了低品位氧化铜矿浮选工艺流程、微生物浸出的特点和作用机理,分析了微生物浸出低品位氧化铜矿的效率。     

某泥质难选氧化金矿选矿试验

为给川西某含砷泥质氧化金矿的高效开发利用提供技术依据,在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对氰化浸出-重选工艺的技术参数进行了研究。结果表明,在磨矿细度为-74 μm占95%、石灰用量为1 000 g/t、NaCN用量为750 g/t、浸出矿浆液固比为2∶1、浸出时间为36 h情况下,可取得76.55%的金浸出率;金品位为1.32 g/t的氰化浸渣经6-S摇床粗选（摇床冲程为12 mm,冲次为300 r/min,床面横向坡度为2.5°,冲水量为2 m3/t,给矿速度为5 kg/min）、B型间断式排料Falcon离心机扫选（给料速度2 L/min,矿浆浓度为15%,离心力场为225 g,反冲水压为0.02 MPa,转动频率为60 Hz）,可获得金品位为33.79 g/t,金回收率为19.15%的重选金精矿,金的总回收率高达95.70%。     

某低品位金矿石综合回收金的研究与实践

针对某低品位金矿石的物质组成和矿石的结构、构造及金的赋存状态,决定用堆浸的方法来处理该低品位矿石。通过柱浸进行了不同粒度的渗透性、CN-浓度及浸出时间对浸出率的影响等条件试验,确立了较佳堆浸的工艺条件,并在此基础上成功地进行了大规模的堆浸,堆浸结果为该金矿带来了较好的经济效益和社会效益。     

氧化金矿石强化氰化浸出的试验研究与工业实践

针对某氧化金矿石的特性,提出采用"过氧化钙强化氰化浸出工艺"进行处理,实验室研究获得最佳浸出条件为:浸出物料细度-74μm占93%,浸矿浓度为35%,NaCN用量为4 kg/t,石灰用量8 kg/t,过氧化钙(CaO2)用量为4kg/t,木质素磺酸钙(SAA)用量为1 kg/t,矿浆pH值为12.3左右。过氧化钙强化氰化浸出工艺的工业生产实践表明,与原工艺相比,金、银的浸出率明显提高,经济效益十分明显。     

某原生金矿矿石可选性试验

本文主要对某原生金矿的矿石可浮性进行了研究。通过 Lq(34)正交试验选择了粗选的最佳操作条件 :磨矿细度 - 2 0 0目 75% ;Na2 Si O3 用量 750 g/ t;Cu SO4用量 2 0 0 g/ t;乙黄药用量53g/ t。在此条件下 ,采用一粗二精二扫流程进行了实验室闭路试验 ,获得了精矿品位 79.61 g/ t、回收率 91 .30 %的金精矿 ,表明该矿可以通过浮选达到富集的目的。     

某含砷金氧化矿石氰化提金试验

介绍了处理某含砷金氧化矿矿石的氰化工艺研究结果。主要进行了氰化工艺条件研究。在较佳条件下,可获得金浸出率达９０．４３％ 。