青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

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。     

碳质微细粒金矿石选冶工艺研究

针对某碳质微细粒金矿石高碳、低硫、金嵌布粒度微细等性质,进行了原矿全泥氰化浸出、强化浸金、预处理—氰化炭浸、单一浮选及浮选—焙烧—氰化炭浸等选冶工艺探索试验研究。结果表明:原矿浮选碳—高碳含金产品焙烧—焙砂与浮尾合并氰化炭浸工艺可获得较好试验效果,在最佳试验条件下,金浸出率达80%以上;有机碳烧失量越大,金浸出率越高,说明碳质对金的浸出影响极大。     

广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究

对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明：在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。     

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...     

某高铁铜硫矿石的选矿试验工艺研究

针对某高铁铜硫矿石的性质,将原矿磨至细度为≤74μm占70%、以碳酸钠为pH调整剂、丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂混合浮选铜硫,铜硫粗精矿再磨至≤45μm占85%后,主要以新型无机抑制剂DT-2#(次氯酸钙为有效成分)为黄铁矿抑制剂进行铜硫分离,浮选尾矿进行磁选选铁.试验结果表明,采用"铜硫混浮-粗精矿再磨-铜硫分离-浮选尾矿磁选"流程,在原矿含铜0.52%、硫2.31%、铁49.26%的条件下,可获得含铜22.36%、回收率为87.29%的铜精矿,含硫38.43%、回收率为62.88%的硫精矿,含铁66.98%,回收率为91.34%的铁精矿.所用工艺流程简单,选矿指标较佳.     

辉绿岩硫化矿选矿试验研究

通过对辉绿岩硫化矿进行全泥氰化浸出、浮选、柱浸浸出的试验研究,研究结果表明:在原矿磨矿细度为-0.074mm占90%的条件下进行全泥氰化浸出,金的浸出率为83.5%;在原矿磨矿细度为-0.074mm占98%的条件下进行浮选,金的回收率为56.21%;经预氧化处理后进行柱浸浸出,金的浸出率为67.5%。经工艺方案比较表明,在黄金价格240元/克的情况下,推荐采用堆浸工艺来处理该辉绿岩硫化矿。     

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。     

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。     

含可溶性铜盐难处理金银矿石预处理—浮选—氰化试验研究

针对含可溶性铜盐难处理金银矿石性质,进行了提金试验研究,并考察了洗涤过程中铜矿物的溶解规律及铜在氰化反应体系中的浸出规律。结果表明:矿样采用预处理—浮选—氰化工艺进行处理,可获得较好试验效果;矿样经过水洗除铜后,采用浮碳药剂及新型复合捕收剂进行浮选,可有效降低尾矿金品位;浮选精矿采用氰化贫液磨矿,并加入NaOH调节pH10,可明显降低NaCN消耗量,由直接氰化的110 mL降低至70 mL,且Au浸出率达94.8%、Ag浸出率91.0%。     

贵州某高碳微细粒金矿选矿试验研究

贵州省某矿区产出的高碳微细粒金矿矿石含Au 5.43 g/t,经矿石性质分析可知,矿石中的金主要以次显微及晶格金被黄铁矿、含砷黄铁矿包裹,同时矿石中含有一定量的有机碳,不利于直接氰化浸出。结合矿石性质,试验采用阶段磨矿—阶段浮选—浮选尾矿单独浸出处理的工艺流程处理该原矿矿石,推荐浮选工艺产出的金硫总精矿含Au 28.49 g/t,总精矿中Au回收率为80.52%,浮选精矿可直接外售,总浮选尾矿含Au 1.25 g/t,可采用常规的氰化堆浸工艺对尾矿中的金加以回收,原矿矿石中大部分的有机碳富集于浮选精矿中,为后续的氰化浸金准备了条件。     

某高砷微细粒难处理金矿石选冶试验研究

某金矿石含砷、含碳,且金嵌布粒度细,部分包裹于黄铁矿、毒砂、脉石矿物中,属于典型的难处理金矿石。针对该矿石性质,开展了原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出选冶试验研究,并详细考察了磨矿细度、pH调整剂、捕收剂等对选别指标的影响。结果表明：在最佳条件下,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化浸出—金精矿焙烧—焙砂氰化浸出工艺,金总回收率为73.03%。研究结果可为含砷金矿资源的开发利用提供借鉴。     

老挝某含碳含砷金矿石选冶联合工艺试验研究

针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明：相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16%,焙砂金浸出率为88.60%,全流程金总回收率为84.31%。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

青海某金矿石选矿工艺试验研究

针对青海某金矿石,在查明矿石类型、金嵌布状态等基础上,进行了原矿环保型浸金剂浸出、浮选—浮选尾矿环保型浸金剂浸出、尼尔森重选—重选尾矿环保型浸金剂浸出3种工艺流程对比试验,最终推荐采用尼尔森重选—重选尾矿环保型浸金剂浸出工艺。该选矿工艺金回收率可达到97.04%,且操作简单,环保高效,工艺稳定可靠,可为矿山开发及生产提供基础依据。     

小河口金矿矿石可选性试验研究

小河口金矿矿石含硫较高,且金主要为黄铁矿包裹金.针对该矿石性质,在探索全泥氰化、浮选—浮选精矿氰化、单一浮选及混合浮选—再磨—抑硫浮金等提金工艺基础上,选择混合浮选—再磨—抑硫浮金作为适宜提金工艺,并进行了条件试验研究.结果表明:在再磨细度-0.047 mm占80％及最佳药剂条件下,采用混合浮选—再磨—抑硫浮金工艺,可...     

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。     

安徽全椒金矿湿法预处理试验研究

安徽全椒金矿矿石金的嵌布粒度极细,属于典型的类卡林型金矿。对该矿石采用单一浮选工艺,金回收率仅为10.40%;采用全泥氰化浸出工艺,金浸出率仅为23.55%;采用原矿焙烧—氰化浸出工艺,金浸出率仅为37.43%。根据矿石性质,对原矿进行了酸浸预处理试验研究。结果表明:采用盐酸酸浸后,再进行焙烧—氰化浸出,金浸出率可达到82.03%;酸浸液采用硫酸进行盐酸再生,可获得高品质的氢氧化镁、二水石膏和盐酸,综合回收了矿石中的钙、镁矿物。酸浸预处理可大幅改善提金效率,对中国类卡林型金矿的开发利用具有借鉴意义。     

东北寨难浸金矿提金工艺研究

东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石,直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52,并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧--氧化提金工艺获得了良好指标,金总回收率达85.32%     

含碳金矿石浮选工艺研究

原矿含固体碳,且为金的主要载体矿物。试验采用优先浮选碳,尾矿浮选金工艺流程,较好地回收了碳中金,使金浮选总回收率达到90.63%,取得了理想试验指标。