四川某金矿选矿试验研究

由于褐铁矿类型矿石增加,四川某金矿回收难度加大。在对矿石工艺矿物学进行充分研究的基础上,进行了浮选、重选、柱浸以及全泥氰化浸出的多方案对比试验,结果表明该矿可浸性好,全泥氰化浸出试验金浸出率大于97%,重选、浮选、柱浸回收率均较低。     

难处理金矿石选冶技术研究

甘肃某金矿金矿品位较低,矿石氧化程度较高。金矿物粒度细小,主要以微粒、次显微金矿物形式嵌布于褐铁矿粒间以及被粘土矿物充填的褐铁矿裂隙、孔洞中,属于难处理矿石。根据该矿石性质进行了原矿全泥氰化浸金和浮选富集-氰化浸金两种工艺流程的试验研究,结果表明该两种工艺均可获得较好的选矿指标:原矿全泥氰化搅拌浸出的金浸出率为94.19%;浮选富集-氰化浸金的金浸出率为97.62%,银浸出率为90.80%。由于浮选抛尾可显著提高氰化浸金的设备效率和经济效益,故推荐浮选富集-氰化浸金为该金矿的选冶技术方案。      

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。     

金矿中金的全泥氰化浸出

在工艺矿物学研究和探索性试验基础上,对某金矿全泥氰化浸出工艺的技术参数进行了研究。结果表明,采用全泥氰化浸出工艺,磨矿粒度、石灰用量以及浸出时间等因素对金浸出率影响最为显著。在原矿细磨至-38μm含量占75%、石灰用量2 kg/t、添加固体氰化钠量2 kg/t、矿浆浓度25%(即液固比3∶1)、浸出时间4 h条件下可获得金浸出率88. 22%,银浸出率93. 24%的指标。微细粒的包裹金是制约金浸出率的主要因素。     

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。     

某金矿全泥氰化浸出试验

为给甘肃某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,对全泥氰化浸出工艺的技术参数进行了研究。结果表明,采用全泥氰化浸出工艺,磨矿粒度、石灰用量以及浸出时间等因素对金浸出率影响最为显著。在原矿细磨至-38μm含量占75%,石灰作为保护碱,用量为2kg/t;氰化钠用量为2kg/t以固体方式添加;矿浆浓度为25%,即液固比为3:1;浸出4小时,可获得金浸出率为88.22%,银浸出率为93.24%。对浸渣进行分析表明,微细粒的包裹金是制约金浸出率的主要因素。     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

梭罗沟金矿堆浸尾矿综合回收金试验

针对梭罗沟金矿堆浸尾矿存在回收率低,粒度分布不均匀,细泥含量较多的特点进行了堆浸尾矿回收金的试验研究。试验进行了分粒级全泥氰化浸出、堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出、堆浸尾矿炭浸法氰化浸出3种不同工艺的对比,及-10~0.1 mm粒级柱浸、-0.1 mm粒级全泥氰化浸出、-0.1 mm粒级炭浸氰化试验。试验最终确定采用堆浸尾矿浮选—浮选尾矿全泥氰化浸出为最终工艺流程,同时确定了-10~0.1 mm和-0.1 mm粒级氰化浸出的最佳工艺参数,为该矿的生产实践提供了理论依据。     

缅甸某地原生金矿提金工艺研究

对原矿金品位14.9g/t的某地高硫原生金矿,开展了原矿直接氰化浸出、重选—金精矿氰化浸出、重选—金精矿焙烧—氰化浸出和浮选—金精矿氰化浸出等四种提金工艺流程的对比试验。结果表明,原矿直接氰化浸出是合理的提金工艺流程,其金浸出率可达86.85%。     

低品位细晶—泥晶岩型金矿石柱浸工艺研究

根据矿石性质,分析了提金氰化过程中矿泥对矿浆的物理化学性质扩散系数的影响。试验表明,低品位细晶—泥晶岩型金矿石应尽量减少破碎磨矿所造成的矿泥,采用-100 mm粒度的矿石进行柱浸时,柱浸浸出率为77.67%,与原矿裸露金占80%的性质基本吻合,与原矿全泥氰化浸出指标接近。     

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

高砷金矿中金的非氰化浸出研究

研究了氨性硫代硫酸盐体系中难浸高砷金矿金的浸出行为 ,考察了硫代硫酸钠浓度和氨水、硫酸铜、硫酸铵用量对金浸出率的影响。实验证明 ,氨性硫代硫酸盐溶液能够有效地溶解包裹在金粒表面的雌黄、雄黄等含砷矿物 ,金能被有效浸出。以甘肃坪定金矿为例 ,其浸出率可由氰化法的 15 %提高到 90 %。     

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%。     

小秦岭难选氧化金矿选冶试验研究

对小秦岭地区难选氧化金矿石进行了选冶试验研究,用浮选法将低品位矿石富集成高品位的精矿,精矿用炭浸法回收,原矿金1.82 g/t,浮选金回收率80.52%,炭浆提金回收率97.53%,金总回收率78.53%.既降低了矿石人选品位,又提高了经济效益.     

甘肃坪定金矿含砷硫化矿的细菌浸出

以甘肃坪定金矿为研究对象,通过对中等嗜热菌的驯化,以及对矿石不同条件的细菌氧化和氰化浸出,证明中等嗜热菌对含雄黄、雌黄、黄铁矿、毒砂的矿石具有催化氧化作用,同时分析了细菌对含砷硫化矿的脱砷原理和影响因素。     

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%。     

某斑岩型金矿工艺矿物学及可回收性评价

某斑岩型微细粒金矿石含金品位不足1g/t,属大型矿床。金矿物主要以含银自然金和银金矿为主。为充分查明该矿石特性质和确定适宜的选矿工艺流程,本文分别对块状矿石和磨矿后的浮选给矿,分别采取多种检测手段进行了详细的工艺矿石学研究,并推算-0.074mm占60%的浮选给矿中,以黄铁矿为主的金属硫化物理论可浮选回收87.58%-92.23%。推算其金重选理论回收率≤50.57%,金浸出理论回收率81.75%,金浮选理论回收率93.78%。     

某低品位氧化型金矿可选性试验研究

该金矿为低品位氧化型金矿。通过活化含金矿物,使其成为浮游性较好的矿物形态,再经浮选富集,金精矿品位达到21.75g/t,回收率78.46%。浮选精矿产品直接氰化浸出,金浸出率达到97.62%;金选冶总回收率76.59%。采用浮选氰化浸出的选冶联合方案,可使同类型低品位金矿资源的综合开发利用成为可能。