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。      

全泥氰化法处理含金氧化矿石的研究

氰化浸出的矿石中存在有害杂质铜时,则浸出效率低,氰化物消耗多,成本高。氰化之前,一般可预先选出部分铜,浮选尾矿用氰化法回收黄金。本文论述了采用二段浸出和脱除部分可溶性盐类离子后再进行一段浸出两种新工艺的试验。两种新工艺均在不同程度上消除了溶液中铜、铁等有害离子对氰化的不良影响。加快了金、银的溶解速度,提高了金、银的浸出效率.二段浸出比常规一段浸出的金、银浸出率分别提高了1.3%和8.83%。脱除部分可溶性盐类离子后进行一段浸出比常规一段浸出的金、银浸出率分别提高了1.1%和8.33%。     

磁处理提高广东某含铜金矿金浸出率的试验研究

广东某含铜浮选金精矿的金品位为8.312 g/t、铜含量为5.18%,工业上采用全泥氰化、浸出渣浮选回收铜的工艺流程。矿石中较高的铜含量不仅消耗大量的氰化物,还影响了金的浸出效果。为了进一步提高金的浸出率、降低氰化物用量,采用加温常压化学预氧化浸铜—浸铜渣氰化浸金工艺回收试样中的铜和金,并在磁处理条件下,考察了磁场强度、磁化时间、起始硫酸浓度、NaCl浓度、浸出温度和浸出时间等因素对金、铜浸出率的影响。试验确定磁处理的最佳条件为：磁场强度150 kA/m,磁化时间50 min,磨矿细度-200目占88%,预氧化温度93 ℃,起始硫酸浓度0.77 mol/L,NaCl浓度0.76 mol/L,预氧化时间27 h。在此条件下进行氧化预处理浸铜及铜渣氰化浸金试验,固定搅拌强度为760 r/min,液固比为3∶1,氧气流量为160 mL/min,氰化钠用量为7 kg/t,铜和金的浸出率分别为85.76%、98.86%。较未进行磁处理的最佳指标（铜浸出率71.28%,金浸出率86.26%）相比,铜浸出率提高了14.48个百分点,金浸出率提高了12.60个百分点;此外,预氧化温度降低了2 ℃,预氧化时间减少了1 h,氰化钠用量减少了3 kg/t。研究结果表明磁处理能有效提高含铜金矿的铜、金浸出率,减少有毒氰化物的用量。     

四川某金矿选矿试验研究

由于褐铁矿类型矿石增加,四川某金矿回收难度加大。在对矿石工艺矿物学进行充分研究的基础上,进行了浮选、重选、柱浸以及全泥氰化浸出的多方案对比试验,结果表明该矿可浸性好,全泥氰化浸出试验金浸出率大于97%,重选、浮选、柱浸回收率均较低。     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

某浮选金精矿的氰化浸出工艺研究

研究了某浮选金精矿的氰化浸出过程，考察了金精矿粒度、氰化钠浓度、氧化钙浓度、浸出时间及液固比等对该浮选金精矿氰化浸金率的影响。在最佳浸出条件下，其氰化浸金率可达到97％以上。     

墨西哥某银金矿处理工艺探索试验

墨西哥某银金矿主要有价金属为银和金,并含有一定量的铅和锌具有回收价值。通过开展柱浸、浮选和全泥氰化浸出试验,结果表明,浮选能够有效回收矿石中的铅和锌,但金回收率仅为30%左右;全泥氰化浸出在最优条件下能够获得银浸出率为94.01%,金的浸出率为93.27%。     

Solomon某金矿浸出工艺探索研究

本文对Solomon某金矿进行可行性工艺探索性研究,结果表明,混合原矿,矿石粒度为20 mm,柱浸浸出60 d,渣液合计浸出率为73.19%;浮选金精矿,超细磨粒度为P80=13 μm,金浸出率为68.90%,焙烧预氧化-细磨-氰化,可使金的浸出率提高到91.50%;加压预氧化-氰化后金的浸出率可以达到97.02%。     

某难选含金硫化矿氰化浸出工艺试验

某难选含金硫化矿金品位仅4.95 g/t,金嵌布粒度较细,85.50%的金以微粒金、细粒金的形式存在。为尽可能回收利用其中的金,甲、乙两家单位分别进行了不同氰化浸出工艺的选矿流程试验。结果表明,相比甲单位的常规氰化浸出、全矿氰化浸出和浮选金精矿加压氧化—氰化浸出工艺和乙单位的浮选金精矿直接氰化浸出工艺,乙单位3粗1精3扫闭路浮选—细菌氧化—氰化浸出工艺流程可获得金浸出率95.95%、浸渣金品位1.62 g/t的良好指标,且实际生产实践较多、工艺稳定可靠、成本低,可作为该难选含金硫化矿石的选别提金工艺。     

豫西某金矿石选冶试验

在对豫西某金矿石进行工艺矿物学研究的基础上,采用浮选-氰化浸出流程对该矿石进行了开发利用工艺研究。试验结果表明,采用1粗1扫3精、中矿顺序返回浮选-浮选尾矿直接氰化浸出工艺处理该矿石,获得了金品位为31.20 g/t,回收率为68.50%的金精矿;浸金贵液金回收率为22.05%,金总回收率达90.55%。     

含碳微细粒难处理复杂金矿选矿试验研究

针对某含碳超显微包裹体难浸金矿石,分别开展了常规氰化浸出探索试验、优先浮碳再细磨浮金探索试验、细磨焙烧预处理再氰化提金探索试验。试验结果表明,采用常规氰化时金的浸出率仅为14.01%,即使进行脱碳处理后,金浮选的回收率也仅达到51.82%。该类型矿石若要解决受含碳和包裹金影响的问题,有效的途径之一就是进行焙烧预处理。矿石经细磨后,采用“焙烧-水洗-碱浸-氰化”的工艺流程,金的浸出率可达87.57%,从而使金得到了较好的回收。     

过氧化氢助浸提金工艺

用过氧化氢作液态氧化剂是氰化提金工艺中从化学角度改善浸出效果的最新措施。在过氧化氢助浸工艺(PAL法)中,可以使用这种较强的氧化剂,既有助于氰化浸出,又可避免过氧化氢和氰化物之间的反应。与使用压缩空气或氧气作氧化剂的常规工艺相比,氰化过程中由于有过氧化氢,可大大加快金的浸出速度,提高金的浸出率,缩短浸出时间,降低氰化物耗量。     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

广西某低品位金矿氰化浸出助浸剂实验研究

广西某低品位金矿石含金量为1.29 g/t,脉石矿物以石英为主,有色金属铜、铅、锌等及有害元素砷的含量极低。对该矿石进行氰化浸金实验研究,分别考查磨矿细度、溶液pH值、氰化物用量、搅拌转速、浸出时间对金浸出效果的影响;通过单矿物氰化助浸实验,确定多种助浸效果较好的助浸剂,并按同一比例混合,获得了三种新型助浸剂A、B、C;针对广西某低品位金矿石,进行氰化浸出助浸实验。结果表明,矿样细度-0.074 mm 93.27%,溶液pH值为10.5,氰化钾用量为4 kg/t,搅拌转速为1500 r/min,浸出时间为24 h的实验条件下,金的浸出率为92.58%;而氰化钾用量减少至3 kg/t,其余条件不变的情况下,加入新型助浸剂A浸出18 h后,金的浸出率可达93%。新型助浸剂的加入有效地提高了金的浸出率,同时将氰化物的损耗降低了25%,浸出时间缩短了6 h以上。     

甘氨酸在含铜金矿石氰化浸出工艺中的应用及研究

金矿石中常半生有铜矿物,处理难度大,且铜氰络合离子的存在明显降低了金的溶解速度,因而降低了金的回收率。为了解决铜对金浸出率的不利影响,通过在氰化过程中添加甘氨酸作为助浸剂与氰化物形成协同作用,对含铜金矿石进行了氰化浸出试验。试验结果表明：甘氨酸可以有效改善含铜金矿石的氰化浸出工艺指标,在提升金回收率的同时,能够降低氰化钠的单耗,金浸出率提高了16.22个百分点,氰化钠单耗降低了14.90%,符合企业绿色发展的理念,且综合效益显著。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

生物氧化在内蒙某低品位原生金矿浸出研究中的应用

对内蒙某低品位原生金矿进行了生物氧化浸出实验研究,考查了配入硫磺以及硫精矿对降低酸耗,以及金浸出率的影响。结果表明,当磨矿细度-74 μm 80%,酸浸1 h,矿石酸耗为31 kg/t;全泥浸出24 h,金浸出率为51%~55%;生物搅拌浸出,氧化6 d,硫氧化率为80%,金的浸出率提高到91.4%;生物柱浸,矿石粒度 12 mm 80%,生物氧化170 d-转型-氰化浸出180 d较直接氰化浸出360 d,金浸出率提高3.72%~23.54%;柱内配入硫磺及硫精矿不利于金的氰化浸出;柱外生物氧化硫磺可以减少硫酸酸耗15.7 kg/t。      

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。     

某氧化金矿石富氧浸出试验研究

针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95％,氰化物消耗为2．03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96．68％,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99．14％。