某金矿选矿工艺试验研究

某金矿石中可供回收的有价元素为金,品位为1.78 g/t,现场生产流程为全泥氰化浸出工艺,为解决矿山面临的环保压力,实现清洁生产,探索新的选矿工艺替代现有全泥氰化浸出工艺。在工艺矿物学研究基础上,通过单一浮选、重选+浮选选矿工艺流程对比,确定采用重选+浮选工艺流程。结果表明：重选+浮选工艺流程获得的重选精矿金品位3 034.60 g/t,浮选精矿金品位16.85 g/t,重选+浮选金总回收率94.80%,金回收指标与现场全泥氰化浸出工艺指标相当。对浮选精矿进行金硫分离探索试验,获得了金品位68.25 g/t、金作业回收率84.95%的金精矿,硫品位42.21%、含金3.25 g/t的硫精矿。研究结果为同类矿山实现清洁生产提供了参考借鉴。     

甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究

针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究.结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达...     

高砷高碳氧化金矿石提金试验研究

甘肃某金矿矿石中金矿物嵌布粒度微细,属于典型的高砷高碳难处理类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺进行处理时,金回收率仅为21.37%;直接全泥氰化时,金浸出率仅为34.62%。根据矿石的性质及探索试验结果分析,确定采用浮选碳金精矿—碱浸预处理—氰化炭浸工艺进行处理。通过优先浮选可浮性较好的碳,消除碳对氰化浸出"劫金"的影响;利用高浓度氢氧化钠对砷黄铁矿及硫化矿进行化学分解,打开包裹金;再利用氰化炭浸工艺浸出回收金。该工艺在1 000 t/d炭浸厂应用时,可以获得金品位130.21 g/t、回收率12.18%的碳金精矿,尾矿氰化炭浸金作业浸出率72.16%,原矿金综合回收率达到74.34%;这对中国西部类卡林型金矿的生产应用具有借鉴意义。     

青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。     

某金矿尾矿综合回收试验研究

某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明：浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。     

青海某低品位金矿石选矿试验研究

青海某砾岩型低品位金矿石金品位仅0.51 g/t,矿石氧化程度较高,金矿物主要为银金矿,且粒度微细。根据矿石性质,进行了浮选、摇床重选、尼尔森重选、全泥浸出4种工艺流程探索试验对比。结果表明：环保浸金剂全泥浸出工艺适宜处理该矿石;采用浮选、摇床重选、尼尔森重选工艺,金回收率较低,最高仅为10.72%。在最佳试验条件下,采用环保浸金剂全泥浸出工艺,可获得金浸出率80.94%的较好指标。     

艾砂磨机在遂昌金矿的试验应用

遂昌金矿二段球磨闭路的磨矿产品细度已经达到极限,致使尾矿中金、银品位难以进一步降低。对艾砂磨机与二段球磨机的磨矿效果及产品的氰化浸出效果进行了对比,并介绍了艾砂磨机在选冶车间二段磨矿中所进行的工业试验。结果表明:采用艾砂磨机开路磨矿替代原二段球磨闭路磨矿,其磨矿产品-74μm从75%提高到95%,氰化尾渣金品位从0.35 g/t降低到0.12 g/t,银品位从13.17 g/t降低到7.4 g/t,指标较好,经济效益显著。     

某微细浸染型难处理金矿石选矿工艺试验研究

某微细浸染型难处理金矿石金品位5.08 g/t,金矿物以包裹金为主,且粒度分布不均匀。针对该矿石性质,进行了重选、浮选、氰化浸出工艺试验。结果表明:采用单一浮选工艺,金回收指标不理想;采用重选—重选尾矿浮选工艺,金综合回收率为86.45%;对重选—重选尾矿浮选得到的尾矿进行氰化浸出,金综合回收率可提高至94.55%;采用联合工艺流程处理该矿石是可行的,可获得较好试验指标。     

艾砂磨机在某冶炼厂的试验应用

艾砂磨机在细磨领域较传统的球磨机更有优势,体现在节能、开路磨矿、排料窄粒级分布等方面。针对某冶炼厂采用球磨机磨矿存在的磨矿细度不够、金的解离不完全及氰化尾渣金品位高等问题,对磨矿设备和工艺进行改进,并采用艾砂磨机替代两段球磨。艾砂磨机在磨矿中的工业试验结果表明:采用艾砂磨机开路磨矿工艺提升磨矿产品细度到-37.5μm占98.17%,氰化尾渣金品位从1.55 g/t降低到1.04 g/t。对比球磨机和艾砂磨机的能耗和球耗等经济指标,艾砂磨机提升经济效益达349.73万元/a。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

非洲某氧化型金矿重选—浸出工艺研究

非洲几内亚某氧化型金矿石中金以微细粒形式嵌布于脉石矿物裂隙,针对该矿石性质,在阶段磨矿的基础上,采用重选—浸出工艺,获得了较好指标:金总回收率达到96.60％,其中尼尔森重选可获得金品位129.82 g/t、金回收率62.03％的精矿;重选尾矿经环保浸出剂浸出,尾矿金品位降至0.12 g/t,金浸出率34.58％.研究...     

从氰化尾渣中回收金的氰化工艺研究

焙砂氰化尾渣、细菌氧化—氰化工艺生产的氰化尾渣(后简称细菌氧化氰化尾渣)分别与助浸剂一起细磨10—30min后,在选择条件下进行常规氰化浸出,可使焙砂氰化尾渣的金品位从1—3g／t下降到0．3—0．5g／t,细菌氧化氰化尾渣的金品位从3—11．2g／t下降至0．5—1．1g／t,其中部分氰化尾渣金的氰化浸出率可达90％—95％。     

贵州某氧化型金矿石浸出试验研究

针对贵州某低硫氧化型金矿石现场金浸出率低的问题,进行了全泥氰化浸出和柱浸试验研究,考察了全泥氰化石灰用量、氰化钠质量分数、磨矿细度及助浸剂等影响因素。结果表明:在最佳试验条件下,采用新型助浸剂ZW-1,全泥氰化金浸出率达到92. 83%,比现场金浸出率80%左右显著提高;柱浸适宜粒级为-30 mm,金浸出率为89. 24%;全泥氰化浸出工艺适宜处理该矿石,其金浸出率比柱浸金浸出率高3. 59百分点,浸渣金品位较低,为0. 07 g/t,且浸出时间较短。     

马达加斯加Maevatanana矿区低品位含金矿石选矿试验研究

马达加斯加Maevatanana矿区矿石工艺类型为石英脉型含金氧化矿石。矿石中硫化物为0.25%,金品位较低,为0.8 g/t。通过提金探索试验表明,采用氰化浸出提金工艺与重选—浮选联合工艺时,其尾渣品位相差不大。综合考虑该地区对环保的要求及经济效益,避免氰化尾渣污染环境,适宜采用重选—浮选联合工艺处理矿石。     

关于辽宁阜新排山楼金矿选矿厂改扩建的构思

通过对辽宁排山楼金矿所提供矿石类型和性质的分析,结合长春黄金研究所对该矿提供的矿石进行的单一浮选、磨选、全泥氰化-锌粉置换和全泥氰化-炭浆提金及浮选-精矿氰化等流程的实验研究,最终确定全泥氰化-炭浆提金的选矿工艺为最佳的设计方案。对于提金工艺,锌粉置换和炭浆提金方案工艺指标相同,在技术上均成熟可行,但炭浆提金工艺基建投资和年经营费均低于锌粉置换工艺,故本设计采用了炭浆提金工艺。采用活性炭吸附金,取代传统的用洗涤进行固液分离,流程简单,效果好。设计的选矿工艺指标为：金的浸出率80%,吸附率99%,解析电解率99%,氰化回收率78.41%,尾矿品位0.18%。     

贫硫化物稀疏浸染型金矿石提金试验研究

对云南某贫硫化物稀疏浸染型金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:氰化工艺不适宜处理该类矿石;采用原矿重选—浮选闭路工艺流程,可获得重选精矿金品位464.20 g/t,金回收率30.95%,浮选精矿金品位66.32 g/t,金回收率57.60%,总回收率88.55%的良好指标。     

塔吉克斯坦某含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究

塔吉克斯坦某含砷金精矿金品位73.27 g/t、砷品位6.61%、硫品位16.78%,是典型的难处理金精矿,采用直接氰化炭浆工艺处理时,金浸出率仅为88.02%。为提高金浸出率,进行含砷金精矿两段焙烧—浸出试验研究,制得的焙砂使用环保型浸出剂浸出。最终得到浸渣金品位4.32 g/t,金浸出率95.43%的良好指标,金浸出率提高7.41百分点,对处理同类型金矿资源起到指导作用。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。     

四川某中基性岩浆岩型金矿选别试验研究

对四川省某岩浆岩型原生金矿（金品位为4.92×10^-6）进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10^-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10^-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。     

某贫硫化物微细浸染型金矿石选矿试验研究

某贫硫化物微细浸染型金矿石中金矿物粒度较细，-0.010 mm微粒金占81.16%,金矿物主要以包裹金和粒间金形式存在。针对该矿石性质，开展了原矿全泥氰化和浮选对比试验研究，结果表明：采用原矿全泥氰化工艺，金的回收效果较差；采用浮选工艺，在适宜的浮选条件下，采用一次粗选、三次精选、三次扫选、中矿再磨流程，可获得金品位27.64 g/t、金回收率88.88%的金精矿；中矿再磨浮选是处理该矿石较为合理的选矿工艺。