从硫精矿中富集金铜银的浮选工艺研究

本研究根据硫精矿中金矿物的嵌分状态和载金矿物的特性，从理论和实践两方面进行了较深入的探讨，确定了最易实现工业化的浮选流程，获得了良好的选矿指标。在原硫精矿含铜０．６７％，金５．０１ｇ／ｔ，银１７．２３ｇ／ｔ，硫３５／１７％的情况下，经氧化浮选后，可获得铜金精矿：βｃｕ＝１５．５９％、βＡｕ＝１１２ｇ／ｔ、βＡｇ＝２１０ｇ／ｔ、εＣｕ＝７７．３％、εＡｕ＝７４．８８％、εＡｇ＝４０．７％的好指标。尾     

金精矿稀硝酸常压氧化渣脱硫试验研究

选用3种脱硫剂脱除金精矿稀硝酸氧化渣中的单质硫，其中有2种脱硫剂可循环使用。对云南老王寨金精矿，得硫率为7．1％-14．8％，通过脱硫使稀硝酸氧化渣中金的浸出率由66％提高到85．8％，效果较好。     

提高精矿质量和矿产资源利用率

对低硫低铜磁铁矿进行了不同工艺研究， 采用先浮后磁和使用高选择性捕收剂可获得精矿含铁６３ ．１８ ％ ， 回收率８４ ．３４ ％ ， 含硫０ ．３８ ％ 的合格铁精矿； 含铜１３ ．８３ ％ ，回收率５１ ．４１ ％ 的铜精矿；含硫３５ ．１９ ％ ，回收率７３ ．５９ ％ 的硫精矿， 明显提高了矿产资源利用率。     

提高安庆铜矿硫精矿指标的关键──改变分离中矿返回地点

安庆铜矿由投产以来，硫精矿品位一直不稳定，品位小于20．00％占33．2％，无法产出合格的硫精矿产品，而将选出的硫精矿舍弃。通过大量的考查、分析发现，主贾原因是分离中矿返回地点不合理。改变分离中矿返回地点后，硫精矿品位稳定在25．00％以上的占90．8％，仅有3．2％的硫精矿品位小于20．00％，而且硫精矿回收率提高到13．86％。     

某复杂多金属硫化矿石综合回收试验研究

针对某复杂难选金、银多金属硫化矿石中的铜、铅分离难,铜精矿中金、银回收率低等问题,进行了一系列的试验研究。试验获得指标：铜精矿品位为25．77％、回收率为85．08％,铜精矿中金、银的回收率分别为69．42％、68．58％,铜精矿中含铅、锌分别为2．29％、2．76％。与原工艺指标比较,在获得铜回收率相当的情况下,铜精矿品位提高了3．14％,铜精矿中金、银回收率分别提高了7．11％、9．84％;铜、铅精矿合计金、银回收率分别提高了10．09％、14．63％。试验采用的工艺条件较好地解决了铜、铅分离难,金、银回收率低等问题。     

难选含铜黄铁矿选矿工艺研究

为解决含铜黄铁矿氧化率较高、铜硫分离困难问题，采用SB、SJ组合抑制剂和混合捕收剂，优先浮选、粗精矿再磨工艺流程，经扩大连选试验可获得铜精矿品位18．66％、铜回收率79．48％，硫精矿品位41．82％、硫回收率90．46％的选别指标．     

某钼铋矿石选矿试验研究

对某钼铋矿石进行选矿工艺试验研究,经过工艺方案探索试验后决定采用“浮钼-铋硫混浮-化学浸铋”的联合工艺流程。闭路试验获得含Mo50．72％、Bi2．88％,Mo回收率67．84％的钼精矿和含Bi9．02％、No0．82％,Bi回收率64．60％的铋硫粗精矿,铋硫粗精矿采用化学浸出,获得的氯氧铋品位为70．06％,铋回收率为57．69％。     

粗硫钴精矿精选的实验室研究

通过对粗硫钴精矿中硫和钴的赋存状态分析,认为用浮选方法来提高硫钴精矿产品质量是可行的,并在实验室完成了浮选条件试验和开路流程试验。开路流程试验表明：采用两次精选和一次扫选的开路流程,可获得硫品位３７．４３％、钴品位０．２９１％的硫钴精矿,作业回收率分别为７７．６０％、８７．０４％。推荐工业试验流程为三精一扫。     

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。     

香格里拉铜硫矿选矿工艺研究

针对香格里拉铜硫矿的矿石性质,进行了先铜后硫的优先浮选工艺流程和铜硫混选一分离工艺流程及这两种工艺的粗精矿再磨试验研究,通过对三种工艺流程浮选指标的对比,最终确定了原矿磨矿（80％．74μm）人选的优先浮选工艺流程,在其小型闭路试验中可以获得铜品位19．80％,铜回收率83．06％的铜精矿;硫品位40．35％、硫回收率66．32％的硫精矿。有价元素铜、硫得到了有效回收。     

The role of oxygen in thiosulphate leaching of gold

The role of oxygen in thiosulphate leaching of gold has been investigated in both pure gold and ore systems. The gold dissolution decreased in the presence of oxygen in the pure gold system. Air or oxygen bubbling caused higher consumption of thiosulphate and leaching passivation. Nitrogen bubbling largely increased gold dissolution and this beneficial effect appeared to be more noticeable at a higher nitrogen flowrate. Nitrogen bubbling stabilised thiosulphate and prevented the passivation of gold. The use of oxygen pre-saturated water had little effect on gold dissolution. The counter current leaching tests showed that both gold passivation and the products due to thiosulphate decomposition affected the gold dissolution. The leaching solutions could be re-used without any impact on gold dissolution under a nitrogen atmosphere.Mineralogy affected the thiosulphate leaching system under different atmospheres. The leaching behaviour of a sulphide ore with only a small amount of sulphides was determined by the leaching behaviour of gold. However, air bubbling gave a higher overall recovery in the leaching of a pyrite concentrate, while nitrogen bubbling only marginally increased the overall gold recovery. Oxygen injection enhanced the dissolution of sulphides, releasing more gold from the sulphide matrices. Nitrogen injection hindered the corrosion process of the sulphides, affecting the overall gold recovery. Nitrogen bubbling decreased the thiosulphate consumption in the leaching of the pyrite concentrate, while air bubbling increased the thiosulphate consumption. It is suggested that high sulphide containing ores should be pre-treated to fully or partially break down the sulphide matrices to liberate gold, followed by gold leaching under a nitrogen atmosphere.     

硫精矿中金,铜回收的研究

本文介绍了某金矿选矿厂硫精矿经磨细后氰化,重选和浮选回收金、铜的研究结果,推荐了细磨—浮选流程。当试料含金8.59g/t,铜1.17％和银40.70g/t时,浮选精矿含金165.47～117.15g/t、铜18.89～13.75％和银301.5～210.8g/t三者的回收率依次为77.11～81.15％、69.77～75.47％和38.22～39.72％;浮选尾矿含硫32.97％,可作制酸原料。该法由于产品方案与现行生产一致、流程设备简单、投资少、见效快、无污染,已被现厂采纳。研究结果对同类型矿山有一定推广价值。     

乌拉嘎金矿西坑矿石选冶工艺工业试验

乌拉嘎金矿西坑矿石中金属硫化物嵌布粒度较细,部分金以微细粒包裹于硫化矿物中。在小型试验基础上,对西坑矿石选冶工艺进行了工业试验。试验结果表明,在保证原处理能力的条件下,提高磨矿细度-0.074mm到82%以上,采用一次粗选、二次扫选、对粗精矿分级及分级溢流经二次精选、一次扫选工艺流程,获得金精矿和中矿;中矿采用氰化炭浸提金工艺生产合质金,金精矿采用焙烧—焙砂氰化炭浸提金工艺生产合质金及硫酸。该选冶联合工艺流程的应用,使金的理论回收率达到74.17%,比2007年金总回收率提高了15.86%。     

从氰渣中回收金的浮选试验研究

某金矿堆存的氰渣金品位为3~5 g/t,有极高再回收价值,进行了从氰渣中浮选回收金的试验研究。试验结果表明:氰渣中部分金赋存于氧化矿物中,且硫化矿氧化严重,单独使用硫化矿类捕收剂,金回收率低,采用新型氧化矿捕收剂XJD-10与丁黄药配合使用则能显著提高金的浮选指标。在磨矿细度为-200目占95%,用硫酸铜做活化剂,两种捕收剂复合使用,经一次粗选、两次精选、四次扫选浮选流程闭路试验,可获得金品位为104.69 g/t金精矿,回收率为84.13%。     

利用选择性絮凝脱泥提高金精矿氰化浸出率的生产实践

乌拉嘎金矿金精矿中硫化物包裹金及矿泥含量多,采用常规氰化浸出工艺,浸出率在84％左右;采用金精矿细磨－－选择性絮凝脱泥－－氰化浸出工艺,浸出率可达88％以上。     

多金属硫化矿含金矿石选矿工艺流程试验研究

通过对三种多金属硫化矿含金矿石的选矿工艺试验研究,总结论述了采用混合浮选－精矿氰化－浸渣分选工艺流程处理此类矿石的技术经济可行性,并对伴生元素的综合回收进行了经济评价,为多金属硫化矿含金矿石的选矿提供了可借鉴的经验。     

碱性硫化钠浸出含锑金精矿过程中金锑行为

考察碱性硫化钠体系浸出某难处理含锑金精矿过程中金锑分离和综合回收,探讨浸出条件对金和锑浸出的影响,重点对该体系中金的浸出机理进行考察。结果表明,在硫化钠80g/L、氢氧化钠20g/L、常温条件下锑的浸出率达到95.3%,有10.3%的金伴随浸出,同时揭示了金浸出率随电位及温度变化的规律。     

难选铅锌矿无氰选矿新技术研究

针对复杂难选铅锌硫银多金属矿选矿生产中长期使用氰化钠分离铅锌硫的现状,研究寻求替代氰化钠使用的多组份抑制剂、捕收剂药剂制度,及合理可行的工艺流程方案。研究结果获得的组合抑制剂和组合捕收剂,以及铅优先浮选中矿再磨再选方案1,和铅优先浮选中矿顺序返回方案2选矿工艺技术,可以完全取消氰化钠选别分离铅锌硫矿物。与采用氰化钠工艺的生产指标比较,小型试验指标铅精矿回收率提高5%～10%、铅精矿中金、银回收率分别提高7%和11%;工业试验指标,在铅+锌原矿品位降低5%条件下,铅锌金银回收率也获得了提高。实现了对该矿山三种类型复杂难选铅锌硫矿石选矿取消使用氰化钠、采用低碱无毒药剂浮选分离铅锌硫的目标。     

含砷难浸金精矿柱浸生物氧化回收金

通过室内柱浸试验,对含砷难浸金精矿进行了生物氧化试验。样品经过制粒,用氧化亚铁硫杆菌,在15~28℃条件下分别进行了60 d1、32 d3、02 d的生物浸出,金的氰化浸出率最高达到88.66%,比常规氰化浸出率提高了50个百分点。结果显示,金的浸出率与砷的氧化率呈线性正相关关系;浸出液中Fe3+/Fe2+的氧化还原电位是该体系中的主控电位;细菌浸出液中全铁浓度增量和砷浓度增量呈现出了周期性的变化,这种变化反应了菌种活性的周期性变化,是氧化亚铁硫杆菌不断受到抑制、不断适应的表现。试验证明,用生物堆浸工艺处理含砷难浸金精矿具有一定的可行性,但如何缩短生物氧化时间还需要进一步研究。     

一种新的非氰提金方法

本文研究了用石硫合剂（ＬＳＳＳ）从小秦岭地区氧化，硫化及含砷硫化矿／金精粉中提取金银。常规条件下，对一种原故，二种金精粉处理结果表明：金银浸出率分别达９６％，８０％以上。浸出周期仅为常规氰化法的１／８到１／２。文中对主要影响因素包括石硫合剂浓度，浸出时间，添加剂，氧化剂，介质等进行了考察。