某氰化尾渣浮选提金试验研究

以四川某金矿氰化尾渣为研究对象,针对其载金矿物和脉石矿物单一,金品位高(2.40 g/t),载金矿物被氰化物强烈抑制及轻度泥化等特点,确定采用浮选法回收金。经过单因素条件试验确定最佳工艺条件,即磨矿细度-0.074 mm占65%,硫酸用量350 g/t,水玻璃用量250 g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量(150+75)g/t,经过一次粗选、一次精选、两次扫选闭路试验流程,获得了金品位为94.88 g/t、金回收率为89.68%的金精矿。     

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...     

新疆某低品位难选黄铁矿型金矿提金试验研究

新疆某金矿矿石载金矿物与脉石矿物之间嵌布关系复杂,围岩蚀变强烈,含泥量大,泥化现象严重,对载金矿物的浮选影响较大。针对该矿石的特点,通过配合使用捕收剂Y89-0、异戊基黄药和Z-105,以及采用泥砂分选工艺,获得了良好的技术指标,金回收率得到显著提高。原矿金品位为3.43 g/t时,闭路试验可获得金回收率90.86%、金品位42.40 g/t的金精矿。     

某微细粒难处理金矿石选矿试验研究

某金矿石中金品位1.92 g/t,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂和闪锌矿等,脉石矿物主要为白云母、石英、黑云母、长石、高岭土等。矿石中金矿物粒度细小,大部分金矿物与硫化物密切共生,部分微细粒金矿物与脉石矿物密切共生。采用单一浮选或氰化等常规工艺处理,金回收率较低。通过采用浮选—氰化联合工艺,获得了较好的选矿技术指标:浮选闭路流程金精矿产率9.83%、金品位12.37 g/t、金回收率63.65%,浮选尾矿氰化金回收率22.09%,金总回收率85.74%。     

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。     

提高某金矿浮选金精矿含硫品位的选矿试验研究

阐述了通过选矿工艺的改进和新型浮选药剂的应用,在保证某金矿金的浮选和氰化作业总回收率不低于85％的前提下,使浮选金精矿含硫品位由原来的8％－10％提高至15％以上,从而为实现浮选金精矿焙烧创造良好的前提条件。经矿石矿物组成及选矿试验研究,利用矿石中各种矿物的浮选特点,采用反浮选脱泥、中矿脱泥及浮选尾矿再磨后氰化浸出工艺流程,使用对细粒金有良好捕收效果的SK浮选剂,氰化浸出使用氢氧化钠代替石灰。研究表明,采用工艺流程及药剂制度适应该矿物特性,选别指标理想。     

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。     

新疆某金矿石浮选试验研究

鉴于日益严格的环保要求,新疆某金矿拟采用浮选工艺替代原氰化炭浆工艺。通过对其金矿石工艺矿物学及浮选条件试验研究,获得了较好指标。在最佳的浮选条件下,金精矿金品位18.89 g/t、金回收率91.56%,并从工艺矿物学角度分析了金精矿品位难以提高的原因。     

坦桑尼亚太古代绿岩带某微细浸染型金矿石选矿工艺研究

某金矿床位于坦桑尼亚太古代绿岩带中，属于脉状构造蚀变岩型矿床。工艺矿物学研究结果表明：矿石含金5.17 g/t,砷0.43%,硫2.50%,主要金属矿物有黄铁矿、毒砂、磁铁矿、菱铁矿，脉石矿物主要有石英、长石、碳酸盐、绿泥石、黑云母、黏土矿物；金矿物主要为自然金，载金矿物主要为黄铁矿、毒砂和石英；金矿物嵌布状态以包裹金和粒间金为主，分别为49%和47%,裂隙金较少；金矿物粒度非常细小，以微、细粒金为主，占92.5%。针对该矿石性质，进行了选矿工艺探索试验研究，结果表明：采用重选、全泥氰化浸出和浮选等单一流程，金回收率较低；为进一步提高金浮选指标，进行了磨矿细度、捕收剂、活化剂、起泡剂等药剂制度和流程结构优化试验，确定采用浮选+尾矿浸出工艺流程。结果表明：在最佳条件下，浮选闭路流程金精矿金品位44.70 g/t,金回收率83.56%;浮选尾矿氰化金作业回收率34.41%,金总回收率89.22%。     

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。     

抛刀岭难处理金精矿细菌氧化-提金实验研究

抛刀岭金矿是典型的含砷难处理金矿,针对其金精矿,结合矿石特性,考察了细菌氧化预处理效果。实验结果表明：对于含金 20.30 g/t、含砷3.39%、含硫29.8%及含铁4.10%的抛刀岭金精矿,直接氰化浸出金的浸出率仅为30%。矿石中的主要金属矿物为黄铁矿、毒砂和雄黄;脉石矿物有长石、方解石、石英和绢云母等,属于难浸金矿石。该金精矿经HQ0211菌氧化预处理8 d后,脱砷率达到46.25%,细菌氧化渣金含量达32.1 g/t,失重率为42.53%。细菌氧化渣在通气情况下进行氰化提金,NaCN浓度为0.1%、pH值为10.5~11,48 h后氰化结束,氰化渣质量由原来的300 g减少为290 g,渣率为96.67%,氰化渣中金含量从32.1 g/t降低至2.7 g/t,金的浸出率达到91.59%,氰化过程中NaCN消耗量为13.53 kg/t。HQ0211菌氧化预处理氰化提金效果显著,为该矿处理工艺提供了可靠数据,并为此类矿石的有效利用提供了参考。     

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。     

山东某金矿工艺矿物学及选矿影响因素研究

山东某金矿金品位为1.4 g/t,属于低品位金矿。为有效回收该金矿中有价金属,对矿石进行工艺矿物学研究。研究结果表明,矿石中部分金矿物以自然金形式存在,部分金矿物以黄铁矿等硫化矿物为载体的包裹金形式存在。其中,以磁黄铁矿为载体的金矿物,由于单体解离度较低,天然可浮性较差,难以通过浮选回收,是导致金矿物损失的主要原因。实现以磁黄铁矿为载体的金矿物综合利用,有助于进一步提高金回收率,对该金矿进行浮选和尾矿磁选联合试验。试验结果表明：增加磨矿细度,可有效提高有用矿物单体解离度;浮选试验可将浮选尾矿中金、硫品位分别降低至0.35 g/t、0.48%;尾矿磁选作业可以将尾矿中金、硫品位分别降低至0.14 g/t和0.20%。研究结果可为同类型金矿床的开发和利用提供借鉴。     

云南某金矿浮选工艺流程改造实践

云南某金矿矿石类型属于微细粒浸染型难处理金矿石,金矿物粒度极细,主要包裹在硫化物中,载金硫化物粒度微细,-0.037 mm粒级占73.1%;且易泥化脉石含量高达33.83%,磨矿时容易出现“过磨”和“欠磨”,导致浮选回收率和精矿品位偏低。试验研究表明：中矿先分级、粗粒再磨再选能够明显提高浮选指标。进而,对二段浮选工艺流程进行改造,同时优化改造后的工艺参数,精矿品位提高0.59 g/t,回收率提高0.89个百分点,年可增加效益330余万元。     

广西某含砷含碳微细粒难选冶金矿选矿试验研究

针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。     

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。     

新疆卡拉麦里成矿带某金矿矿石特征及提取研究

通过矿石薄片鉴定表明,该金矿矿石结构为自形—半自形—他形为主;矿石中主要硫化物矿物为黄铁矿,氧化物以褐铁矿、磁铁矿为主。通过电子探针研究发现：矿石中金主要为晶隙金和裂隙金,且形态复杂多样,部分金矿物以难溶硅酸盐包裹金和硫化物包裹金形式存在;金矿物主要为显微金（0．2～20μm）和次显微金（＜0．2μm）。通过对矿石的提金试验研究表明：原矿浮选和氰化工艺均可取得较好的技术指标,但氰化指标较好;浮选金精矿品位83．37 g／t、回收率86．49％、产率5．98％;原矿氰化金浸出率可达96．38％。     

提高金银浮选回收率的试验研究

对赤峰某金矿进行提高金银浮选回收率的试验研究,通过XRD/SEMEnergy Spectrum对样品的物相组成、金银赋存状态及嵌布粒度进行检测;考察了磨矿细度、捕收剂及辅助剂用量、扫选时间及矿浆pH值对浮选效果的影响;通过精选实验、开路综合条件试验和闭路试验研究,结果表明,浮选时加入T12,抑制细泥及硫化氧化矿,产出精矿中Au品位可达60.2g/t,浮选回收率可达87.50%;精矿中Ag品位可达6 767 g/t,浮选回收率可达到75.21%,确定适宜该矿石性质的工艺条件及工艺流程,获得的金精矿可作为混合精矿外售。     

某难选矿石提金工艺研究

本文介绍了吉林省某金矿难选冶矿石提金工艺结果。该矿石难选冶的原因在于金嵌布粒度微细，且大量自然金以显微或超显微状态包裹在毒砂及黄铁矿矿物之中，另含有一定量的有机炭。试验采用原矿氰化－浸渣浮选－浸渣浮选精矿碱浸热压氧化－氧化渣氰化提金工艺，获得了金总回收率为９０．５０％～９１．５３％的结果．     

含泥质矿物的金矿石浮选试验研究

对某金矿石进行的浮选试验研究结果表明,含金黄铁矿中泥质矿物是影响金选矿工艺指标的主要因素,在强化载金黄铁矿浮选的同时,选择合理的调整剂可以显著的提高金的选矿工艺指标。经过试验研究,在原矿含金品位为2.53g/t时,浮选获得了金精矿含金品位为62.50g/t,金回收率为92.60%的工艺指标。新型复合捕收剂sk和调整剂羧甲基纤维素的应用是提高精矿含金品位的关键。