某含砷微细粒难选金矿石选矿工艺试验

为合理高效回收某含砷微细粒金矿石,在对原矿性质研究的基础上进行了提金工艺研究。试验采用浮选-常温常压碱性氧化预处理-氰化浸出联合工艺处理该矿石,获得了浮选金品位为63.8 g/t、金回收率为92.08%的金精矿,处理后的精矿金氰化浸出率达到88.56%,选冶总回收率达到81.55%,实现了金的有效浸出。     

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%。     

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%。     

某高砷高硫复杂难处理金矿选矿试验研究

为有效回收某高砷高硫复杂难处金矿中的金,分别开展了矿石的工艺矿物学分析,及浮选、焙烧、氰化浸出等试验研究。结果表明,以黄铁矿、毒砂为主的载金矿物嵌布粒度较细,多以包裹体赋存,采用常规的氰化工艺金的浸出率较低,仅为18%左右。而采用浮选的工艺,通过组合药剂的优化使用,可获得金品位为21.05 g/t、金回收率为92.58%的金精矿,金精矿再经焙烧氰化浸出,金的浸出率可达89.93%。最终矿石在“浮选-焙烧-水洗-氰化” 的联合工艺下,可使矿石中的金得到较好回收。     

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。      

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

何家岩原生金矿石细菌预氧化提金工艺试验研究

何家岩原生金矿石中,金及金的载体矿物粒度微细,采用常规氰化浸出,金浸出率仅23%左右。对浮选金精矿采用细菌预氧化—氰化浸出工艺,金浸出率可达到92.73%。因此,采用浮选—浮选金精矿细菌预氧化—氰化浸出是处理该矿石较为适宜的工艺。     

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。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

某氧化金矿氰化浸出工艺研究-增刊

某金矿为氧化性金矿,金品位3g/t,含砷0.86%,采用全泥氰化工艺处理得到金回收率为72.53%;采用加入常规氧化剂预处理-氰化浸出工艺得到金回收率最高为74.89%;采用碱浸-氰化浸出工艺最佳条件下,金浸出为81.97%。碱浸-氰化浸出工艺可作为该氧化金矿提金处理工艺。     

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。     

某钼铀矿矿物特征及其利用工艺研究

研究了某钼铀矿矿物特征,对其采用“原矿硫酸浸出,浸液钼铀萃取分离;浸渣浮选,浮选混合精矿水冶”处理,可获得含钼40.77%、回收率85%的钼酸钙,含铀70.37%、回收率88%的重铀酸铵,含金24.6g/t、含银490g/t、金回收率90%、银回收率36.8%（挥发部分未计）的金银精矿.钼产品与金银精矿放射性强度均达到国家标准.     

从红土镍矿中提取镍钴铁的新工艺研究

针对云南省元江红土镍矿的矿物组成特点,在比较国内外红土镍矿处理工艺的基础上,提出了还原—磨矿—选别—氧化浸出工艺处理该矿,并进行了全流程试验。首先进行了还原—磨矿—选别试验研究,主要考察了还原温度、还原时间、添加剂配比和还原剂配比对指标的影响;其次进行了综合试验。试验结果表明,还原—磨矿—选别可以抛弃红土镍矿中80%以上的脉石,同时实现镍钴铁富集,氧压浸出工艺可实现镍钴与铁的分离,并获得铁红产品。通过试验,获得的技术指标为:从原矿至氢氧化镍(钴)段,镍直收率大于75%、钴直收率大于70%和铁直收率大于80%;氢氧化镍产品镍的品位大于31%,氢氧化钴产品钴的品位大于0.70%,铁红产品铁含量大于62%,铁红达到铁精矿要求,可以作为铁精矿出售。该工艺实现了镍钴铁综合回收,资源利用率高,环境友好,为综合回收红土镍矿中镍钴铁提供一条新的工艺技术路线。     

甘肃省某低品位金矿选矿试验研究

甘肃某金矿为低品位氧化矿石,金矿物为自然金,自然金颗粒以微细粒为主,且有37.04%以包裹金形式赋存。在矿石特征分析的基础上进行了常规浮选、重选、全泥氰化三种工艺流程对比,最终确定用全泥氰化工艺回收金。通过全泥氰化指标各影响因素的优化探讨试验,得出了最佳选别条件:磨矿细度-200目占85%、保护碱石灰用量为2000g/t、PH=10-11、氰化钠用量800g/t、浸出时间4h、矿浆浓度40%、底炭密度15g/L、吸附时间8h。在此条件下,进行氰化炭浸综合条件平行试验,可获得金浸出率93.15%、金吸附率99.45%、金总回收率92.63%的较好指标。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%;Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿;再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t;NaCN用量为2317.91 g/t;浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致;浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%;Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

含铜氧化金矿氨氰选择性提金试验研究及工业应用

针对含铜氧化金矿采用氨氰选择性浸出提金,考察了分段加药制度、硫酸铵用量、矿石粒度等对金浸出率及浸出液铜金比的影响。结果表明:当硫酸铵用量8.00 kg/t,氰化钠用量0.60 kg/t,石灰用量5.00 kg/t,矿浆浓度40.00%,磨矿细度-0.074 mm粒级含量不低于95.00%时,平均金、铜浸出率分别为86.66%和1.16%。工业试验连续运行70 d,氰化尾渣金品位约0.55 g/t,金吸附率99%,金解吸率99.2%,电积回收率99.5%,金精炼回收率99.5%,金锭纯度99.99%,产品金达到国标Au-1标准。     

液相氧化剂辅助浸金的试验研究及其作用机理的探讨

对湖南衡阳某地的金矿石进行了氰化浸金的试验研究。结果表明，与通压缩空气相比，过氧化钙与高锰酸钾按重量配比４∶１混合辅助浸金，金的浸出率提高１０．２８％，浸出时间降低４０％，氰化钠耗量降低５０％。借鉴高分子化学的研究成果，对辅助浸金的机理进行了探讨。提出了过氧化物和高锰酸钾等液相氧化剂大幅度缩短氰化浸出时间的原因，可归结为强化了自由基ＨＯ．反应。     

某金矿可选性试验研究

对某金矿石进行了可选性试验研究。原矿含金4.0953 g/t, 大部分以明金的形式存在。试验采用摇床和重砂的方法先回收矿石中的明金, 金精矿产品含金520.7 g/t, 回收率达67.54％, 尾矿进行氰化提金。通过摇床和人工重砂回收粗粒金, 氰化回收矿石中较细粒的金, 当磨矿粒度为-0.074 mm占65％、氰化钠浓度0.08％、氰化时间16 h时, 金的浸出率达93.08％(对作业), 金的总回收率达97.79％。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。