金精矿氰化尾渣综合回收金硫工艺试验研究

某黄金冶炼厂金精矿采用直接氰化提金工艺处理，产出的氰化尾渣用作硫酸生产原料，硫元素得到利用，但其中的金没有得到回收，造成资源浪费。试验采用氰化尾渣脱氰、浮选工艺回收金、硫，结果表明：在一级加热脱氰，二级酸化深度脱氰，三级活化选硫选金工艺技术条件下，获得的金硫精矿中金、硫品位分别为1.75 g/t、48.60%,金、硫回收率分别达到81.50%、96.50%,实现了金精矿氰化尾渣中有价元素金、硫的综合回收。     

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。     

多金属硫化矿石综合回收铜金银试验研究

对安徽某矿多金属硫化矿石进行了选矿试验研究。试验采用优先浮选铜工艺流程,获得铜精矿品位20.39%,铜回收率83.41%;硫精矿焙烧制酸,硫酸烧渣经氰化炭浸工艺回收金,氰化渣作铁精矿出售。浮选、氰化炭浸金总回收率达89.66%。     

从高铜、高铅金精矿中氰化提取金、银的试验研究

对用氰化法从高铜、高铅金精矿中提取金、银进行了试验研究。试验结果表明,在氰化浸出时,采用CaO＋NH4HCO3作为pH调整剂,同时加入SD助浸剂,可有效地提高金、银的氰化浸出率。与常规氰化法相比,金、银的氰化浸出率分别提高15．85％和30．44％。氰化尾渣用浮选法选铅,焙烧-酸浸法回收硫和铜,酸浸渣作为制备水泥原料,实现了金精矿所有组分的综合回收利用。     

云南某含金多金属氧化矿选矿试验研究

云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。     

某高碳金矿氰化尾渣浮选试验研究及生产实践

某高碳金矿石氰化尾渣中金品位高达3.09 g/t。为进一步回收利用该尾渣中的金矿物,对其进行了浮选试验研究。通过对该氰化尾渣进行预处理和"再磨再选"的浮选工艺流程,获到金精矿品位25.23 g/t、金回收率55.08%的较好选矿技术指标;试生产取得了较好的经济效益。     

胶东地区低品位氰化尾渣中铜铅锌综合回收利用研究

对胶东地区低品位氰化尾渣中铜铅锌综合回收利用进行了试验研究,采用"优先选铅后铜锌混浮—分离"工艺,以新药剂YY-1为锌抑制剂进行了闭路试验,可得到铅精矿中铅品位24.73%、铅回收率75.65%,铜精矿中铜品位16.77%、铜回收率60.56%,锌精矿中锌品位43.91%、锌回收率68.31%的良好技术指标。     

微细粒氰化尾矿综合回收试验研究

某金精矿氰化尾矿中金、铜、硫等有价元素仍有进一步回收的价值。通过试验确定合理的浮选工艺及条件,获得浮选精矿:金品位20g/t以上,回收率大于45%;铜品位高于8%,回收率85%以上;硫品位高于35%,回收率60%以上。     

从焙烧氰化尾渣中回收金、银的试验研究

通过试验提出一种从焙烧氰化尾渣中回收金、银的工艺方法。该工艺是将氰化尾渣加添加剂再磨至-400目含量大于95%,以除去矿样中的砷,并使氰化尾渣中脉石包裹的金、银暴露;然后用30%除杂剂加热浸取杂质,并除去金矿物表面的钝化膜。处理后的矿样采用氰化法进行浸取金、银。试验结果表明,该工艺可使焙砂氰化尾渣中金、银的氰化浸出率分别达到65.00%和41.49%。     

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。     

提高难浸金精矿两段焙烧工艺金氰化浸出率的研究与实践

结合生产实践,通过对两段焙烧工艺处理高砷高硫金精矿的研究,提出了控制一段焙烧焙砂中硫质量分数在8%以上,强化二段炉内的硫酸化焙烧,保证燃烧室的供风控制及在焙砂酸浸工序后增加碱浸等措施,可有效地提高金氰化浸出率,降低氰化尾渣的金品位。     

氰尾渣金品位偏高原因及解决措施

河南嵩县金牛有限责任公司一选厂原选矿工艺为全泥氰化一锌粉置换。随着选矿厂处理的原生矿石增多和入选品位的降低,原生产工艺已不适用。为此,于2001年对原工艺进行技术改造,改造后工艺为浮选—精矿氰化—锌粉置换—氰尾渣浮铅。工艺改造投产后曾出现氰尾渣品位偏高现象。通过在实践中观察与探索研究,发现氰尾渣品位偏高主要系进入氰化系统的浮选金精矿脱药效果不好所致。对此采取了切实可行的解决措施,使一选厂取得了令人满意的生产指标。金氰化浸出率由85％提高到94％。     

循环流态化焙烧低硫金精矿的生产实践

低硫金精矿再浮选产出含硫25%的二次金精矿与低硫含金尾渣。对二次金精矿进行两段焙烧,再对两段焙烧的焙砂氰化尾渣与低硫含金尾渣进行循环流态化焙烧。结果表明,经过循环流态化焙烧预处理后,低硫含金尾渣中载金硫化物等包裹金矿物焙烧反应充分,金的氰化浸出回收率较改造前提高了3个百分点左右。     

某氰化尾渣中硫浮选回收工艺研究

为实现氰化尾渣中硫的资源化、无害化利用,对某氰化尾渣回收铅锌铜后的浮选尾矿进行硫浮选回收工艺研究。在矿浆浓度为35%、pH值为5、预处理时间为60 min、捕收剂丁基黄药用量为500 g/t和起泡剂2号油用量为30 g/t的条件下,最终可获得品位在40%以上、回收率在80%以上的硫精矿,实现了氰化尾渣中硫资源的高效回收,并具有良好的经济和社会效益。     

浮选精矿氰化尾渣金、银回收研究

对致使含硫、砷浮选金精矿氰化浸出率低,尾渣全、银品位高的原因进行了分析;介绍了目前在提高氰化尾渣金、银浸出率方面所采用的措施,指出通过加入混合添加剂、采用两段焙烧、氰化前加入助浸剂共磨,可使尾渣中金、银的氰化浸出率提高到82．92％和61．54％,品位降至0．55g／t和30g／t。     

吉林省某矿含铅金银矿石浮选工艺试验研究

对吉林省某矿含铅金银矿石进行了浮选工艺试验研究.根据矿石性质,针对矿石中金、银、铅品位较低的特点,试验采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮选铅工艺流程,获得回收率:金83.80%,银51.19%,铅77.91%,硫73.59%.采用该工艺流程可实现就地产金银,同时综合回收铅硫.     

低金高硫铜矿石回收金选矿试验研究

铜硫矿中低品位伴生金由于难富集到计价品位而常被忽略回收。针对含铜1.84%、含硫11.09%、含金0.12×10^-6的低金高硫铜矿石,采用P10作为选铜金捕收剂,H₂SO₄作为选硫活化剂,丁黄作为选硫捕收剂,在低碱条件下,闭路试验可获得含铜20.98%、铜回收率为86.23%,含金1.2×10^-6、金回收率为74.80%的铜金精矿及硫品位为48.9%、硫回收率为74.47%的合格硫精矿,实现了铜、硫、金的高效综合回收。低碱度铜硫分离工艺使活化剂用量大为减少,有利于硫的综合回收,降低了选矿成本。     

某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究

某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25．01g／t,金回收率46.35％;再磨浮选金精矿品位47．50g／t,金回收率57．65％的较好指标。     

含砷难处理金精矿生物氧化提金工艺试验研究

新疆某金精矿金品位37.10 g/t,含砷3.08%、铁15.17%、硫13.00%,自然金嵌布粒度以微粒为主,占91.04%,金精矿直接氰化浸出金浸出率仅为29.16%,为典型的含砷微细粒难处理金精矿。针对该金精矿特点,开展了系统的生物氧化单槽试验和连续试验研究。结果表明：采用长春黄金研究院有限公司驯化培育的菌种HYBBSX-Z1212-TL,在磨矿细度-0.045 mm占90.00%、矿浆浓度18%、连续氧化6 d的条件下,金精矿中砷、铁、硫氧化率分别为96.84%、93.83%、74.97%;氧化渣采用氰化炭浸工艺回收金,氰化浸出最优条件为矿浆浓度33%、氧化钙用量15 kg/t、碱处理时间2 h、氰化钠用量20 kg/t、氰化浸出时间48 h,金浸出率为94.11%。     

降低某含砷硫铜金精矿氰化尾渣金品位试验研究

某含砷硫铜金精矿用HOPF-防膜剂预处理3～5h后,氰化浸出尾渣中金品位从3.5～4.3g/t下降至0.7～1.2g/t.在氰化过程中,金精矿中的一些单体金粒表面上形成的红褐色薄膜得到抑制,缩短了氰化浸出时间,提高了金浸出率.