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。     

云南某含金多金属氧化矿选矿试验研究

云南滇西某含金多金属氧化矿,含有Au、Pb、Zn等有用组分,矿石深度氧化,较为难选。对该矿石进行了氰化浸出提金、硫化优先浮选铅锌、磁选回收铁、全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌等试验研究。其结果表明:采用全泥氰化提金—浸出渣磁选除铁—摇床重选回收铅锌试验流程取得了较好的技术指标,金浸出率为83.33%;铅精矿品位达到合格产品要求(53.05%),回收率20.17%;锌精矿品位15.86%,回收率24.24%。     

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。     

从某高品位金矿石中选冶金试验研究

研究了采用重选—重选尾矿浮选—浮选尾矿浸出联合工艺从某石英脉型高品位金矿石中回收金。结果表明：经过选冶联合处理,金回收率达99.35%,浸出渣中金品位降至0.21 g/t;其中,重选金回收率为44.59%,浮选金回收率为46.85%,浸出金回收率为7.91%,回收效果较好。     

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。     

重选金铅精矿回收金银工艺研究

以某重选金铅精矿为研究对象,研究了提高金银回收率的工艺.研究发现：“摇床富集-精矿火法熔炼-尾矿氰化”工艺能有效回收金银.金精矿摇床试验金和银的回收率分别为89.43%和74.07%.金精矿摇床试验得到的精矿经过火法熔炼,金和银的回收率分别达到99.98%和99.95%;摇床尾矿不经磨矿直接氰化,pH值10~11,NaCN浓度1‰,矿浆浓度50%,浸出24 h,渣中金和银的品位分别降低到6.33 g/t,金和银的浸出率分别达到98.97%和55.94%,NaCN耗量为6.03 kg/t.     

难处理金铁矿石选冶工艺试验研究

难处理金铁矿石金4.06 g/t、铁25.10%。针对此矿石性质,通过对比分析原矿氰化浸出、重选、磁选、浮选—尾矿氰化浸出等工艺,选择适宜的处理工艺为氰化浸出—磁选联合工艺流程,且在最佳条件下,金浸出率为88.89%,铁回收率为75.28%,较好地实现了金和铁的综合回收,为选矿厂工艺设计提供依据。     

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。     

多金属硫化矿石综合回收铜金银试验研究

对安徽某矿多金属硫化矿石进行了选矿试验研究。试验采用优先浮选铜工艺流程,获得铜精矿品位20.39%,铜回收率83.41%;硫精矿焙烧制酸,硫酸烧渣经氰化炭浸工艺回收金,氰化渣作铁精矿出售。浮选、氰化炭浸金总回收率达89.66%。     

微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究

针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究。矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主。矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%。通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好。     

提高磁黄铁矿型金矿石金铜回收率的工艺研究

本文对安徽省某金矿磁黄铁矿型高硫含铜金矿石提高金铜回收率的工艺进行试验研究，采用了重选－浮选－氰化－浮选的联合工艺流程，取得了满意的结果，新工艺与原工艺相比，氰化钠耗量减少了３ｋｇ／ｔ，浮铜捕收剂节省了７５％，金铜回收率分别提高了５％和１５％，同时综合回收了有价伴生组分硫，经济效益显著提高。     

选冶联合处理低品位含金尾矿的试验研究

为高效回收尾矿资源中的金矿物,对含金尾矿进行了选冶联合试验研究.化学分析结果表明,固体废弃物中的金含量为0.86 g/t.工艺矿物学研究表明,矿样宜采用浮选—浮选金精矿预处理—浸出的选冶联合工艺来回收金.浮选条件试验、开路试验和闭路试验研究结果表明:粗选在Na2CO3用量为500 g/t、(NaPO3)6(六偏磷酸钠)...     

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%。     

新疆那拉提成矿带某金矿选矿工艺试验研究

新疆那拉提成矿带某金矿矿石结构主要为半自形—他形粒状结构,矿石中主要硫化物为黄铁矿,金主要以显微自然金形式存在。针对矿石性质特征,开展了尼尔森重选、全泥浸出和浮选探索试验。结果表明:相比尼尔森重选、全泥浸出工艺,浮选工艺适于处理该矿石,其闭路流程可获得金精矿金品位50.44 g/t、金回收率92.90%的良好指标。     

某氰化尾渣中金的浮选回收试验研究

某氰化尾渣金属矿物以黄铁矿为主,有极少量闪锌矿、方铅矿和黄铜矿,脉石矿物以石英为主。该尾渣中主要可回收元素为金,金主要赋存于黄铁矿等硫化物中,因其与硫化物关系密切,采用浮选法对其进行富集。经浮选条件试验及开、闭路试验研究,获得了不磨浮选金精矿品位25．01g／t,金回收率46.35％;再磨浮选金精矿品位47．50g／t,金回收率57．65％的较好指标。     

尼尔森重选在我国石英脉型金矿选矿工艺中的应用

石英脉型金矿是我国重要的金矿工业类型,矿石中金多以自然金的形式存在。尼尔森选矿机是一种高效离心选矿设备,能够有效回收矿石中的自然金,因其富集比高、环境友好等优势,已在我国石英脉型金矿选矿工艺中得到广泛应用。为了尽可能地提高金回收率,尼尔森重选通常与浮选、氰化等工艺联合使用。目前国内研究最多、应用最广泛的是尼尔森重选-浮选工艺和尼尔森重选-全泥氰化工艺,此外,还有少数关于浮选-尼尔森重选工艺和尼尔森重选-无氰提金工艺的研究。在介绍各个工艺流程研究现状的基础上,重点列举了尼尔森重选-浮选工艺和尼尔森重选-全泥氰化工艺的生产实例,基于各工艺优缺点的综合分析,提出尼尔森重选-浮选工艺普遍适用于我国石英脉型金矿。     

浮选金精矿氰化尾矿的综合利用

乌拉嘎金矿浮选精矿的氰化尾矿,采用旋流器脱泥富集、沉砂和溢流用压滤机压滤、滤饼焙烧制酸、烧渣氰化浸金工艺处理,使浮选厂金总回收率提高5．3％,并且年可产硫酸1．8万t。该工艺不但充分利用了矿产资源,而且可获得显著的经济效益。     

高砷硫金精矿提金研究

广西贵港金精矿含15%～22%As,并含碳、铅等不利于氰化的元素,金直接氰化率8%～36%。采用催化氧化酸浸法预处理后,金氰化率可达92%～98%,氰渣浮选后精矿的金总收率达97%～99%。预氧化工艺在中温自热、低压、低酸操作条件下进行,废渣、废液符合环保要求。多批次小型试验及扩大试验结果表明该工艺技术指标稳定,经济可行。     

金精矿浸出含氰废水的处理

国外某金矿金精矿浸出过程产生的含氰废水采用七水合硫酸亚铁法处理后可直接返回浮选生产,对浮选指标影响小。在最佳试验条件下,即七水合硫酸亚铁调节废水pH值至5.5~6.5,用量1.5~1.7 kg/m~3,充气搅拌处理6 h,处理后溶液中无游离CN~-。处理后溶液回水返回浮选闭路试验获得金精矿金品位16.04 g/t、金回收率96.64%,浮选指标与清水浮选闭路试验指标相近。处理后溶液利用焦亚硫酸钠去除总氰化物,焦亚硫酸钠加入量0.5~1.5 kg/m~3,石灰调节pH值7~9,充气搅拌处理6 h,试验可将总氰化物质量浓度降至0.30 mg/L以下。