某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65％的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究.采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺,在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526,有效降低金粗精矿中砷含量,获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83％、砷含量2.82％、砷回收率13.99％的金精矿和砷品位24.68％、砷回收率5...     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

某富硫高砷尾矿回收金银浮选试验研究

国内某选矿厂的尾矿中含金 0.41g/t,银40.71g/t,同时含有较高的硫和砷。为了探究其中金、银等有价元素回收的可能性,本文进行了较为详细的浮选试验研究。试验考察了金银优先浮选流程、金（银）硫（砷）混和浮选流程以及混浮精矿的硫砷分离,最终获得了含金 1.52g/t,银80.82g/t,硫 41.78%的浮选精矿,金、银、硫回收率分别为66.13%,35.58%和91.29%,实现了综合回收,可为类似矿石的回收利用提供技术参考。     

湖南某含砷金矿的选矿试验研究

湖南某金矿石中有价元素金的平均品位为３．４０g/t,金均以自然金的形式存在,主要载金矿物为毒砂和黄铁矿,有害元素砷和碳含量分别为０．３６％和１．４２％.金的解离分析表明,在磨矿细度－０．０７４ mm 占６５％的条件下,矿石中的可回收金主要以硫化物包裹金和单体及裸露金的形式存在,二者合计分布率为９４．６９％.根据矿石性质的研究结果,采用重选 浮选联合工艺对金矿物的回收进行了试验研究,在磨矿细度为－０．０７４mm 占６４．１％的条件下,先经过摇床重选和淘洗得到重选精矿,再以重选和淘洗尾矿为原料,通过一粗二精三扫的闭路试验流程得到浮选精矿.将重选精矿和浮选精矿合并得到最终产品,最终产品中金的品位和回收率分别为１１３．９１g/t和９３．１４％,金的实际回收率与理论回收率仅相差１．５５个百分点.     

某高硫金矿综合回收浮选试验研究

某高硫型金矿石中的金矿物主要为自然金,金品位为3.50 g/t,并可综合回收银和硫.为实现该金矿资源的高效综合回收利用,在磨矿细度-0.075 mm占70％的条件下,采用金硫混合浮选—金硫分离—浮硫工艺流程,以丁基黄药与丁铵黑药为组合捕收剂,可获得金品位40.46 g/t、银品位52.38 g/t、金回收率95.62％...     

某高砷铜矿选矿试验研究

根据矿石性质,对某高砷铜矿进行详细的选矿研究,针对该矿石砷含量高的特点利用石灰与漂白粉作为砷抑制剂,有效地解决了铜精矿中砷含量高的问题,同时还提高了铜品位,试验室获得铜精矿铜品位31.22%,铜回收率88.00%,砷含量0.17%,含银1333g/t,银回收率41.28%。     

某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

采用硫砷依次优先浮选、再磁选的流程,在酸性条件下对某含砷高硫难处理金矿进行硫砷分离.通过闭路试验,得到了高质量的硫精矿和含金砷精矿,实现了硫砷的有效分离,提高了金的回收率.     

湖南醴陵某高砷金矿浮选试验研究

湖南醴陵某高砷金矿含Au 2.85g/t,含As 0.2%,金主要以自然金形式存在,矿石中主要金属矿物为黄铁矿和毒砂。针对该矿性质进行了抑砷浮金试验研究,试验采用亚硫酸钠+腐殖酸钠作毒砂抑制剂,丁黄药+丁铵黑药作含金矿物捕收剂,在磨矿细度为-74μm 65%的条件下,闭路试验获得含Au 112.30 g/t、含As 0.27%的金精矿,金回收率85.20%,脱砷率达到97.56%,获得了较好的试验指标。     

某高硫高砷金矿选矿试验研究

对云南某地高硫高砷金矿进行Falcon离心选矿机重选和氰化搅拌浸出工艺试验研究,确定了适合处理该金矿的最佳选别方案.其中重选离心机Falcon重选流程得到较好的选别指标.当原矿含金9.2 g/t时,闭路试验获得的金精矿含金360.52 g/t,尾矿含金0.57 g/t,金回收率高达93.93％.     

某高砷高硫微细粒金矿石选冶试验研究

浙江某金矿石含金2.48g/t、砷2.01%、硫3.34%,金主要以显微及次显微不可见状存在于毒砂和黄铁矿中,属于高砷高硫微细粒金矿石。为回收矿石中的金,在研究矿石性质的基础上,分析了砷、硫对金回收的不利影响,通过多方案对比,制定了"浮选—金精矿焙烧—氰化浸出"的选冶工艺。经过详细的条件试验和流程内部结构筛选优化试验,浮选闭路试验获得了金品位21.6g/t、回收率86.76%的金精矿;金精矿在650℃下焙烧2.0h,As和S的脱除率分别达到了99.25%和98.93%;焙砂氰化浸出率为90.35%。金的综合回收率为78.39%,试验研究取得了良好的选冶技术指标。     

氰化尾渣中金银综合回收试验研究

金银共伴生矿物是重要的贵金属资源,其高效综合利用一直是研究的热点及难点。本文以云南某金银铁共伴生矿氰化尾渣为研究对象,工艺矿物学研究结果显示,银主要以类质同象的形式赋存于铁锰氧化物、尤其是铅硬锰矿中,直接氰化浸出的方式难以获得良好的浸出效果,只有通过破坏包裹矿物的晶体结构才能得到有效回收;通过系统研究,提出了尾矿“酸浸预处理-氰化浸出”工艺技术路线,获得了良好的工艺指标,金、银浸出率分别为55.73%和75.35%,有效回收尾矿中的金和银,对该尾矿资源综合利用提供了技术支撑,同时也对复杂难处理金银矿的高效利用提供了有益参考。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

选冶联合综合回收铅银渣中金银试验研究

为充分开发和利用二次资源,对铅银渣进行试验研究。渣中银品位为158.3 g/t,金品位为1.02 g/t,具有较高的回收价值。铅银渣具有水分大、可溶物含量高,粒度较细等特点。试验采用硫酸化焙烧—洗涤—磨矿后浮选的工艺,当硫酸用量为2.0 kg/t,焙烧温度为800℃,焙烧时间为4 h,磨矿细度-44μm含量占90%,T19用量为2.0 kg/t,硫酸铜用量为400g/t,酯-30用量为300 g/t时,进行闭路试验。经过一次粗选、一次精选、一次扫选、中矿单独处理的闭路流程,可获得银品位为1 755.48 g/t,银回收率为84.17%的银精矿,银精矿中金的品位为12.16 g/t,金回收率为90.52%的较好指标,实现了铅银渣的综合利用。     

含金、银低品位铅锌硫化矿综合回收试验研究

针对某低品位铅锌硫多金属硫化矿石的性质特点,经过浮选工艺小型试验研究,采用粗磨—全硫混合浮选—混合精矿再磨—铅锌(硫)分离的原则流程,能获得较好的技术指标。最终获得含铅58.48%,含锌5.62%,含金15.97 g/t,含银12 896.75 g/t,铅回收率77.18%,金回收率35.23%,银回收率80.46%的铅精矿;含铅0.13%,含锌57.85%,含金0.87 g/t,含银196.79 g/t,锌回收率88.95%的锌精矿;含金3.91 g/t,硫42.36%,金、硫回收率分别为46.41%和59.15%的硫精矿,实现了资源综合回收,从而为合理开发该矿石资源提供了依据。     

Technology of recovery of associated gold from Siberian iron ores

Conclusions  

老挝某难选金选矿试验研究

老挝某金矿中金品位为4.12g/t，金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中，属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金，开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化，确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”，扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验，获得了金品位为32.16g/t，回收率为57.06%的金精矿1；及金品位为31.48g/t，回收率为24.37%的金精矿2；得到了总回收率为81.43%的金精矿，且尾矿中金品位仅为0.85g/t，金的损失较小，取得了较为满意的生产指标。     

某高碳铅锌银多金属硫化矿浮选试验研究

针对高碳铅锌银多金属硫化矿难选的问题,对某高碳硫化矿进行了试验研究。该矿中铅品位3.72%,锌品位8.34%,银品位34.13 g/t。通过流程探索,确定了预先脱碳—铅锌优先浮选工艺流程。在此基础上进行了条件试验研究,确定适宜磨矿细度为-0.074 mm占90%。确定最佳药剂制度为:铅浮选Zn SO4+Na2SO3用量为2000 g/t,捕收剂乙硫氮用量为80 g/t,锌浮选硫酸铜用量为800 g/t,丁基黄药用量为100 g/t。经闭路流程试验,得到最终指标为:铅精矿品位52.14%,回收率为88.54%,伴生银的品位为368.50 g/t,回收率68.04%,锌精矿品位60.23%,回收率为90.16%。     

某浮选金精矿中伴生元素综合回收的试验研究

针对某含铜铅的浮选金精矿,在工艺矿物学研究的基础上进行了选冶试验研究,采用铜铅混选—氰化浸出—铜铅分离流程,获得了合格的铜精矿及铅精矿,铜、铅综合回收率分别为74.16%和70.92%。该流程实现了金精矿中伴生元素的高效综合回收。     

A review of copper cyanide recovery technologies for the cyanidation of copper containing gold ores

Many gold producers are today processing gold ores containing significant amount of cyanide soluble copper. Typically, cyanide destruction is used to prevent the discharge of copper cyanide into tailings storage facilities. This imposes a significant financial cost to producers from the additional cyanide used to solubilize the copper and the cost of cyanide destruction reagents. Therefore, the recovery of copper as a valuable by-product and the recycle of cyanide to the leach circuit have the potential for significant economic and environmental benefits. This includes enabling the treatment of gold ores with even higher soluble copper. Over the years, a variety of processes have been developed or proposed to recover the copper and/or cyanide including acidification based technologies such as AVR and SART, direct electrowinning, activated carbon, ion exchange resins, solvent extraction, polychelating polymers, and membrane technologies. In this paper, these processes are critically reviewed and compared, with particular focus on the advantages and limitations, and the separation of copper from cyanide. Ultimately, there is no universal process solution and the choice is highly dependent on the nature of the stream to be treated and integration with the whole processing plant.     

某氰化浸金尾渣中铅锌综合回收选矿试验研究

江西某氰化浸金尾渣中具有综合回收价值的金属元素主要为铅、锌,品位分别为2.25％和0.71％,尾渣中铅氧化率较高,矿物粒度细.针对该尾渣性质特点,试验研究采用"次氯酸钠预处理—铅锌优先浮选工艺"方案对铅、锌进行回收,闭路试验获得了铅品位为54.53％,锌含量为5.12％的铅精矿和锌品位为46.52％,铅含量为2.37％...