Antimony Mobilization through Two Contrasting Gold Ore Processing Systems,New Zealand

Antimony, a toxic metalloid similar to arsenic, is present at variable levels in most gold-bearing rocks. Antimony is soluble in the surface environment, so antimony (Sb) mobilization in mine waters is an environmental issue around gold mines. The Reefton gold mine was originally developed in gold-bearing quartz veins; Sb concentrations were low (<100 mg/kg) compared to arsenic (As) concentrations (>1,000 mg/kg), and the mine waters had low dissolved Sb (<0.1 mg/L). A second stage of gold mineralization at Reefton involved brecciation and cataclasis of quartz veins and wall rocks, with addition of stibnite (Sb₂S₃). Processing of this ore has resulted in higher dissolved Sb in mine waters (0.1–1 mg/L), even after water treatment that removes most dissolved As (to 0.01 mg/L) by adsorption to suspended iron oxyhydroxide. Competition between As and Sb for adsorption sites on iron oxyhydroxide particles may have resulted in partial exclusion of the more weakly adsorbed Sb. The high rainfall (2,000 mm/year) at Reefton ensures adequate dilution of mine waters after discharge. The Macraes gold mine has no stibnite, and most Sb is in solid solution in the abundant arsenopyrite (Sb up to 2,000 mg/kg). Pit waters have both Sb and As dissolved up to 0.1 mg/L, partly because of evaporative concentration in a low-rainfall environment. Macraes tailings waters have high As (up to 3 mg/L) but negligible Sb (<0.001 mg/L). Reefton mine gold-bearing concentrate, containing stibnite, is transported 700 km to be processed by autoclave oxidation and cyanidation at the Macraes mine. This introduction of additional Sb to the Macraes site substantially increases the Sb content of the process stream periodically. Tailings from this process have up to 3 wt% Sb, dispersed through As-rich iron oxyhydroxides that are formed in the autoclave. The Sb-rich tailings are strongly diluted (approximately 100:1) by the Macraes tailings, and adsorption of Sb to iron oxyhydroxides in the tailings piles ensures that there has been no increase in the Sb content of the tailings water since the Reefton concentrate has been added at Macraes.     

丫他微细粒浸染型金矿选矿试验研究

丫他微细粒浸染型金矿石嵌布粒度细微,以包裹金为主,给选别造成严重困难.通过采用两段磨矿溢流控制分级、不脱泥强化浮选、一次粗选三次扫选四次精选的磨浮流程,扩大试验得到品位38.00 g/t、回收率86.8%的较好指标,为矿山建设提供了依据.     

Biotechnology of Concentrate and Antimony Ore Processing

The results are presented for using microorganisms for mercury and antimony separation and extraction of oxidized antimony minerals. The problems on technology of direct processing of gold-antimony concentrates by pentachlorous antimony chlorides are considered. The perspective is shown for leaching antimony by alkaline solution of sulfate-reducing bacteria. The transformation of antimony sulfide into commodity concentrate of antimony trioxide by Thiobacillus ferrooxidans is demonstrated.     

提高某含锑金矿锑浸出率的实验研究与实践

为了提高含锑金矿中锑的浸出率、减少脱锑矿中锑含量对两段焙烧的影响,对锑浮选尾矿进行了碱性硫化钠浸出锑的研究。结果表明,在液固比3∶1、氢氧化钠用量60 g/L、硫化钠浓度160 g/L、反应温度72℃、浸出时间15 min条件下,锑浸出率达95.34%。在此基础上,对浸锑上料方式、压滤洗涤设备、电积含锑贵液和添加剂进液方式进行了工艺改造,锑浸出率、阴极锑纯度及产量得到明显提升,获得了较好的经济效益。     

陕西商南某锑矿选矿试验研究

根据矿石性质进行了锑硫分离回收有价元素锑的选矿试验研究。结果表明:采用糊精抑制黄铁矿,可达到锑硫分离的目的;采用混合型捕收剂,既提高了锑精矿的品位(51.76%),又保证了锑精矿的回收率(76.08%)。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

冬瓜山铜矿硫铁矿选矿新工艺研究

在硫铁矿工艺矿物学基础上, 对冬瓜山铜矿石进行选矿新工艺研究。自主研发了环保型新型活化剂, 可以完全取代硫酸, 大大提高了硫铁矿的回收率。采用先磁选后浮选的工艺流程, 可大大提高磁精矿的品位。并自主研发了磁选分散剂, 使矿浆充分分散, 便于分离磁性矿物。在试验室试验的基础上进行了闭路试验和工业试验。工业试验结果表明, 硫精矿的品位由原来的31.5%提高到35.8%, 硫总回收率由原来的25%提高到55%, 创造了良好的经济效益和环境效益。     

某含砷含碳难处理金矿选矿试验研究

对某含砷含碳难处理金矿进行了选矿试验研究。在探索试验的基础上, 最终确定采用浮选-焙烧-氰化浸出工艺, 可以获得Au的浸出率71.46%, Au的总回收率为59.79%。     

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。     

西藏弄如日金矿南矿段最新勘探成果及意义

以补充详查的钻孔资料为基础,总结了弄如日金矿的最新勘探成果。结合最新勘探成果,弄如日金矿南矿段的下一步找矿方向应该围绕近南北向断裂、林布宗组红柱石角岩和中新世二长花岗斑岩的结合地带来进行,且沿矿体倾深方向存在稳定矿体的可能性非常大,应当作为下一步找矿勘探的重点。另外,在钻孔施工过程中应适当加密,以便更加准确地控制矿体产状及计算矿床储量。     

云南某金多金属矿生产工艺流程考查分析及优化措施研究

对云南某金多金属矿生产工艺流程进行了考查, 在对现场实时数据进行分析检测的基础上, 找出了制约系统生产的薄弱环节, 针对性地提出了解决问题的办法和建议, 进一步优化了选矿工艺流程, 从而保证生产过程始终在高效、平稳的状态下运行, 同时为下一步的选厂技术改造提供依据。     

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。     

内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究

在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。     

某多金属矿石选矿试验及新药剂作用机理研究

针对云南某含银锡多金属硫化矿石矿物组成复杂、有用矿物易浮难分的特点,采用铅锌混合浮选-混浮精矿铜铅分离浮选-混浮尾矿锌硫依次浮选工艺流程及特别研制的新型捕收剂EMS-01A对其进行选矿试验,成功实现了铜、铅、锌、银、硫的综合回收。通过动电位测试和红外光谱研究了EMS-01A与各目的矿物的作用机理,结果表明,EMS-01A可在黄铜矿和方铅矿表面发生强烈的化学吸附,而在闪锌矿和黄铁矿表面的吸附作用较弱,这为铜铅与锌硫的分离提供了保障。     

Dilution Processes of Rainfall-Enhanced Acid Mine Drainage Discharges from Historic Underground Coal Mines,New Zealand

Mine Water and the Environment - In much of the world, seasonal weather patterns cause a flush of dissolved contaminants from mined areas at the beginning of wet seasons. However, on parts of New...     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

国内外含砷硫金矿预处理技术的研究进展

近年来含砷硫金矿预处理技术研究是比较受关注的领域,其对于提高金的回收率,减少成本,达到环保要求和设计最佳流程等具有重要意义。概述了近年国内外含砷硫金矿预处理的研究情况,对含砷硫金矿焙烧,湿法化学处理,加压氧化处理及细菌氧化等方面的研究成就分别进行了介绍,提出了今后的发展方向。