福建某难处理银矿选矿工艺研究

本文针对某难选银矿,在工艺矿物学研究的基础上,选用浮选+浮尾氰化联合工艺流程。原矿含银为147.6 g/t,在适宜的磨矿细度及药剂条件下获得浮选银精矿品位1 100 g/t,回收率66.94%;浮选尾矿经氰化后,可获得总回收率80.69%的优异指标。     

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。     

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%。     

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。     

氰化尾渣综合回收试验研究

辽宁某氰化尾渣金品位2.01 g/t,银品位36.23 g/t,铜、铅、锌品位分别为0.33%、1.91%、3.01%。针对该氰化尾渣进行铜铅锌混合浮选试验及优先选铅—尾矿选锌浮选试验。铜铅锌混合浮选试验可获得金品位13.72 g/t、银品位281.70 g/t、铜品位3.63%、铅品位16.01%、锌品位36.92%,金、银、铜、铅、锌回收率分别为50.09%、57.22%、80.69%、61.33%、90.88%的混合精矿;优先选铅—尾矿选锌浮选试验可获得铅品位48.95%、铅回收率52.29%的铅精矿,锌品位43.21%、锌回收率89.45%的锌精矿,铅精矿中金、银、铜品位分别为54.02 g/t、891.42 g/t、5.92%,锌精矿中金、银、铜品位分别为2.43 g/t、134.79 g/t、2.19%,总金、总银、总铜回收率分别为62.39%、73.43%、77.76%。选别指标良好,为该类氰化尾渣资源的综合回收利用提供了参考依据。     

氰化提金尾矿综合回收金、硫的工艺研究

某金精矿氰化尾矿中金量约为2.5 g/t,硫量为15%~20%。针对该氰化提金尾矿的特点,选择了一次粗选、两次精选、两次扫选的浮选工艺流程,同时试验了一种新型捕收剂HB-1;最终获得浮选精矿:硫品位46.13%、回收率91.7%,金品位6.4 g/t、回收率89.6%。     

某微细粒难处理金矿石选矿试验研究

某金矿石中金品位1.92 g/t,金属矿物主要为黄铁矿、毒砂和闪锌矿等,脉石矿物主要为白云母、石英、黑云母、长石、高岭土等。矿石中金矿物粒度细小,大部分金矿物与硫化物密切共生,部分微细粒金矿物与脉石矿物密切共生。采用单一浮选或氰化等常规工艺处理,金回收率较低。通过采用浮选—氰化联合工艺,获得了较好的选矿技术指标:浮选闭路流程金精矿产率9.83%、金品位12.37 g/t、金回收率63.65%,浮选尾矿氰化金回收率22.09%,金总回收率85.74%。     

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。     

某含砷难选氧化金矿石选冶工艺研究

本文对原矿含砷0.65%,矿石氧化率为99.9%的难选氧化金矿石进行了浮选和氰化研究.浮选获得了金精矿含金品位285g/t,金回收率70.82%,砷脱除率达98.78%的浮选指标.氰化取得了浸出率99.37%的优异指标.     

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%。     

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。     

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%。     

东北寨难浸金矿提金工艺研究

东北寨金矿为古砷碳镘细粒浸染贫金矿石,直接浸金的金浸出率几乎为零 采用阶段窖矿、载体浮选工艺得金品位18~92 g/t的精矿。金回收率91.52,并甩掉了大量尾矿。浮选精矿焙烧--氧化提金工艺获得了良好指标,金总回收率达85.32%     

四川某中基性岩浆岩型金矿选别试验研究

对四川省某岩浆岩型原生金矿（金品位为4.92×10^-6）进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10^-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10^-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。     

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。     

氰化尾渣还原焙烧—烧渣浮选富集金铜的试验研究

某复杂多金属金精矿采用直接氰化工艺提取金银后产出的氰化尾渣含Au 1.20 g/t、Cu 0.52％、S 47.50％、Fe 41.02％,具有较高的回收价值.采用还原焙烧—烧渣浮选工艺流程回收金、铜等,在最佳条件下,获得的金铜精矿产率为9.52％,金、铜品位分别为15.20 g/t、6.82％,回收率分别为76.16...     

某含铜难处理金矿提金试验

分别采用直接氰化法、浮选—氰化法和碘化法处理某含铜难处理金矿,并考察了搅拌强度、浸出时间和矿浆温度对碘化浸金效果的影响。结果表明,采用直接氰化法在氰化钠用量为10kg/t时,金浸出率为82%左右,铜浸出率为40%左右;利用浮选—氰化法得到的浮选精矿中金、铜品位分别为36.9g/t和4.69%,金、铜回收率分别为57.41%和62.35%,浮选精矿中砷品位达到4.2%,浮选尾矿氰化金的浸出率为65.96%;碘化试验中金浸出率达到85.3%,铜浸出率低于1%。碘化法比较适宜处理该金矿,其最佳工艺条件为:搅拌强度400r/min、浸出时间2h、矿浆温度298K。     

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。     

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％。