广西某含砷含碳微细粒难选冶金矿选矿试验研究

针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。     

关于辽宁阜新排山楼金矿选矿厂改扩建的构思

通过对辽宁排山楼金矿所提供矿石类型和性质的分析,结合长春黄金研究所对该矿提供的矿石进行的单一浮选、磨选、全泥氰化-锌粉置换和全泥氰化-炭浆提金及浮选-精矿氰化等流程的实验研究,最终确定全泥氰化-炭浆提金的选矿工艺为最佳的设计方案。对于提金工艺,锌粉置换和炭浆提金方案工艺指标相同,在技术上均成熟可行,但炭浆提金工艺基建投资和年经营费均低于锌粉置换工艺,故本设计采用了炭浆提金工艺。采用活性炭吸附金,取代传统的用洗涤进行固液分离,流程简单,效果好。设计的选矿工艺指标为：金的浸出率80%,吸附率99%,解析电解率99%,氰化回收率78.41%,尾矿品位0.18%。     

广西某微细粒浸染型金矿石提金试验研究

对广西某微细粒浸染型难处理金矿石进行了提金试验研究。其结果表明：在原矿金品位12.00 g/t时,采用原矿浮选—浮选尾矿氰化工艺流程,获得浮选精矿金品位41.30 g/t,金回收率29.93%,浮选尾矿氰化金浸出率71.24%,金总回收率为79.85%的较好指标。     

老挝某含碳含砷金矿石选冶联合工艺试验研究

针对老挝某含碳含砷金矿石性质,探索了炭浆浸出、原矿焙烧—焙砂浸出、浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出、浮选碳精矿焙烧脱碳—生物氧化—浸出工艺。结果表明：相比其他3种工艺流程,该矿石适宜采用浮选—浮选精矿焙烧—焙砂浸出联合工艺处理,在试验条件下,获得的浮选精矿金回收率为95.16%,焙砂金浸出率为88.60%,全流程金总回收率为84.31%。     

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。     

贵州某高碳微细粒金矿选矿试验研究

贵州省某矿区产出的高碳微细粒金矿矿石含Au 5.43 g/t,经矿石性质分析可知,矿石中的金主要以次显微及晶格金被黄铁矿、含砷黄铁矿包裹,同时矿石中含有一定量的有机碳,不利于直接氰化浸出。结合矿石性质,试验采用阶段磨矿—阶段浮选—浮选尾矿单独浸出处理的工艺流程处理该原矿矿石,推荐浮选工艺产出的金硫总精矿含Au 28.49 g/t,总精矿中Au回收率为80.52%,浮选精矿可直接外售,总浮选尾矿含Au 1.25 g/t,可采用常规的氰化堆浸工艺对尾矿中的金加以回收,原矿矿石中大部分的有机碳富集于浮选精矿中,为后续的氰化浸金准备了条件。     

龙水金矿含碳质浮选精矿氰化提金工艺试验研究

本试验采用浮选精矿氰化两浸两洗－锌粉置换提金工艺，取得了较好技术指标，金的总浸出率为８９．６１％，金的置换率为９９．３８％，金的总回收率为８９．０５％，本文强调，采用两浸两洗并严格控制浸出时间是提高金浸出率的有效措施。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

贫硫化物稀疏浸染型金矿石提金试验研究

对云南某贫硫化物稀疏浸染型金矿石进行了提金试验研究。其结果表明:氰化工艺不适宜处理该类矿石;采用原矿重选—浮选闭路工艺流程,可获得重选精矿金品位464.20 g/t,金回收率30.95%,浮选精矿金品位66.32 g/t,金回收率57.60%,总回收率88.55%的良好指标。     

氰尾渣金品位偏高原因及解决措施

河南嵩县金牛有限责任公司一选厂原选矿工艺为全泥氰化一锌粉置换。随着选矿厂处理的原生矿石增多和入选品位的降低,原生产工艺已不适用。为此,于2001年对原工艺进行技术改造,改造后工艺为浮选—精矿氰化—锌粉置换—氰尾渣浮铅。工艺改造投产后曾出现氰尾渣品位偏高现象。通过在实践中观察与探索研究,发现氰尾渣品位偏高主要系进入氰化系统的浮选金精矿脱药效果不好所致。对此采取了切实可行的解决措施,使一选厂取得了令人满意的生产指标。金氰化浸出率由85％提高到94％。     

清洁无废回收利用尾矿集成化技术研究

研究了氰化提金尾矿的多元素回收利用技术和选铜尾矿浮选出的硫铁矿直接焙烧生成铁精粉等集成化技术。通过浮选试验和焙烧试验可以发现,在合适的工艺条件下,可以达到氰化尾矿中有价值多元素的综合回收,以及在工业中实现高品位硫铁矿直接焙烧生成合格铁精粉,最终可获得品位为Pb 30.29%、回收率为70.12%的铅精矿,品位为Zn 41.19%、回收率为74.93%的锌精矿,品位为Cu 7%的铜精矿和品位为S 40%~50%的硫铁矿;在最佳硫铁矿入炉品位、粒度、富氧程度下,可获得铁品位65%以上的铁精粉,为黄金工业向清洁无废化方向发展提供了新的途径。     

某低品位含砷金矿石选冶工艺试验研究

某低品位含砷金矿石,通过浮选,金精矿品位达到12.80 g/t,回收率84.99％;浮选精矿经过焙烧、氰化浸出,金浸出率达到89.94％;金选冶总回收率为76.44％.     

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)...     

难浸金矿石的浸出与尾矿再回收试验研究

通过对难浸金矿石的氰化、浮选试验研究,确定出合理的工艺流程及条件,使难浸金矿石氰化浸出率达到87%以上;对氰化尾矿浮选,使金的氰化、浮选总回收率可达91.93%。     

内蒙古某矿含锌金银矿石选矿工艺试验研究

对内蒙古某矿含锌金银矿石进行了选矿试验。根据矿石性质,采用原矿氰化-浸渣浮锌流程,可实现就地产金、银,浸出率分别为78．89％、63．77％,浸渣浮锌,锌的回收率为84．64％,锌精矿品位43．25％;采用原矿混合浮选-精矿氰化-浸渣浮锌流程,同样可实现就地产金、银,浸出率分别为81．14％、56．44％,精矿浸渣浮锌,锌的回收率为74．55％,锌精矿品位为50．17％。     

青海某含砷含碳微细浸染型难处理金矿石选矿试验研究

青海某含砷含碳微细浸染型金矿石氧化率达40%,易泥化绢云母相对含量达26%。针对该矿石性质,进行了选矿工艺研究。结果表明:采用原矿全泥氰化、重选、浮选等单一流程,金回收指标均不理想;采用精扫选、中矿分流浮选—尾矿再磨、环保浸金剂浸出联合工艺,在正交试验获得的最佳条件下,可获得金精矿金品位31.95 g/t,金总回收率88.05%的较好指标,实现了金的高效回收。     

从含铜金黄铁矿中综合回收金属铜与金的研究

针对某含有金、银、铜等多种有价元素的黄铁矿,在对其原矿物化性质分析的基础上,通过低温氧化焙烧,烟气制酸,焙砂硫酸浸铜,浸铜渣氰化浸金的工艺对该黄铁矿实现了综合利用.使用上述工艺对含硫45.85%(质量分数)、含铜1.92%(质量分数)、含金1.60 g/t的黄铁矿进行处理,得到铜的浸出率为90.09%,金的浸出率可达70%,氰化渣中铁的含量为63.46%,可作为铁精矿外售.金、铜、铁等有价组分实现了综合回收.      

GOLDOX湿法冶金工艺提高金回收率的试验研究

鑫汇金矿矿石为多金属硫化矿,同时含有一定的碳,采用浮选-金精矿氰化-锌粉置换-金泥湿法冶炼工艺流程,由于精矿中杂质含量较高,加上碳的“劫金效应”,金浸出较为困难。为提高矿石金回收率,在前期小型试验的基础上,经过充分论证,从2013年7月开始,在氰化生产流程中进行了历时6个月的GOLDOXTM纯氧浸出工业试验研究。从工业试验前后主要生产指标对比来看,氰渣中金品位降低了0.20×10^-6,每年可增加经济效益80.8万元。该项研究成果对同类性质的黄金矿山企业具有一定的借鉴意义,将对纯氧浸出工艺在我国黄金行业的应用起到良好的示范和推动作用。     

某碳质金矿石加压预氧化—氰化工艺研究

国内西南某碳质难处理金矿石,其金精矿金品位25.16 g/t,硫化物包裹金占比达94.91%,且有机碳高达6.23%。针对矿石性质,进行了加压预氧化—氰化工艺研究。结果表明:原矿、金精矿常规氰化金浸出率分别仅为14.69%、10.73%;金精矿与原矿混合配矿,利用酸性热压氧化—氰化工艺进行处理,S~(2-)氧化率达99%以上,硫化物包裹金得以裸露,当有机碳为4.27%时,金氰化浸出率在95%左右;控制初始硫质量分数为23.2%,可实现系统酸平衡;氧化液返回酸化不影响硫的氧化和金的回收,且可减少生产成本。     

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%。