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。     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

某碳质氧化金矿矿石性质及可选性试验研究

对某碳质氧化金矿进行了矿石性质研究, 用次氯酸钙对碳质矿进行适度地化学氧化, 破坏或平定有害的碳组分, 用氰化法提金, 在原料磨矿粒度为-0.075 mm粒级占90%时, 浸出48 h, 最终获得浸渣金品位0.18 g/t、浸出率92.86%的较好指标。     

复杂难选胶硫钼矿氧化焙烧-酸浸试验研究

针对胶硫钼矿难以采用物理选矿方法处理的问题, 提出了氧化焙烧-酸浸处理工艺。试验得到的最佳工艺条件为: 矿样粒度-0.074 mm粒级占65%, 不添加焙烧添加剂, 焙烧温度400 ℃, 焙烧时间45 min, 硫酸用量20%, 浸出温度80 ℃, 浸出液固比1∶1, 浸出时间5 h, 在此条件下, 钼浸出率可达91.55%。     

陕西某含碳金矿保温炭浸试验

陕西某含碳金矿金品位15.00 g/t,碳含量高达4.56%,影响金的浸出。为合理开发利用该矿石,进行选矿试验。探索试验表明,保温氰化浸出浸渣金品位最低,金浸出率最高,适宜作为该金矿的氰化浸出原则流程;保温氰化浸出试验结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm占90%,在最佳浸出条件下经保温氰化炭浸—提炭—固液分离处理,可获得浸渣金品位1.49 g/t、金浸出率90.07%、金吸附率99.98%、金总回收率90.05%的良好指标,实现了金的高效回收利用,可为选矿工艺流程的确定提供技术依据。     

陕西某金矿氰化浸出试验

针对陕西某金品位为1.50 g/t的金矿,进行了氰化浸出影响因素条件试验。试验确定了最优的氰化浸出工艺条件,在磨矿细度为-0.074 mm 80.56%,石灰用量为3 kg/t(调pH值11~12),氰化钠用量为4 kg/t,常温搅拌浸出24 h,矿浆浓度为30%的条件下,最终获得了金浸出率为92.00%的理想指标。     

贵州某强硅化黏土型金矿石搅拌浸出试验

贵州某强硅化黏土型金矿金品位0.92 g/t,95.65%的金以游离金的形式存在。由于传统堆浸工艺环境污染严重,因此采用环保提金剂进行搅拌浸出试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 74.91%、石灰用量3 500 g/t、环保提金药剂用量200 g/t、液固比2.5∶1的条件下,搅拌浸出18 h,金浸出率可达90.24%,浸渣金品位仅0.09 g/t,指标较好,可为该类型金矿石的开发利用提供技术依据。     

某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。     

某氧化金矿氰化浸出工艺研究-增刊

某金矿为氧化性金矿,金品位3g/t,含砷0.86%,采用全泥氰化工艺处理得到金回收率为72.53%;采用加入常规氧化剂预处理-氰化浸出工艺得到金回收率最高为74.89%;采用碱浸-氰化浸出工艺最佳条件下,金浸出为81.97%。碱浸-氰化浸出工艺可作为该氧化金矿提金处理工艺。     

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。      

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%。     

火法湿法联合工艺从卡林型金矿中提金研究

针对贵州某卡林型金矿, 采用氧化焙烧预处理矿物、碱性环境下氰化浸出工艺提金。所得最佳焙烧条件为;焙烧温度750 ℃、焙烧时间2 h, 此时硫、碳、砷的脱除率分别为99.95%, 95.83%和99.91%; 焙烧后矿物在氰化物浓度3 g/L条件下浸出24 h, 金浸出率为93.81%。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。     

高砷低品位金矿的提金实验研究

研究了高砷低品位金矿采用焙烧预处理进行氰化提金的工艺。以CaCO₃作为焙烧固定剂, Pb(NO₃)₂作为助浸剂, 最佳实验条件为: 磨矿粒度为-0.074 mm粒级占90%, 焙烧时间4 h, CaCO₃用量为矿量的2%, 焙烧温度650 ℃; 助浸剂Pb(NO₃)₂用量200 g/t, 预处理4 h, NaCN用量1.2 kg/t, 浸出时间22 h, 浸出温度20 ℃, pH=11, 液固比2.5, 搅拌速度900 r/min, 此条件下金的浸出率达到80.67%。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

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。