四川某金矿石选矿试验

四川某金矿石金品位为5.85 g/t，矿石类型为少硫化物石英脉型原生含巨粒金矿石。针对该矿石的特点进行了选矿试验，结果表明，采用重选法回收矿石中的部分中粒、粗粒和巨粒明金，重选尾矿再用浮选或氰化法回收细粒金的工艺是可行和有效的；矿石采用阶段碎磨（一段破碎粒度-2 mm，磨矿1细度-0.074 mm 30%，磨矿2细度-0.074 mm 65%）阶段尼尔森重选选别流程处理，可得到金品位19.24%、金回收率59.97%的高品位金精矿，这部分金精矿可以直接冶炼金锭，比锌粉置换工艺更简单；对金品位为2.35 g/t、金分布率40.03%的尼尔森重选尾矿进行了氰化炭浸和浮选流程试验，均能获得较好的回收率指标。试验结果可以为合理开发该类型矿石资源提供参考。     

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。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

青海某含砷金精矿焙烧浸出试验研究

青海某金矿石为难处理含砷硫化金矿石,其浮选精矿直接氰化浸出的金浸出率只有41%左右。为此,对该浮选金精矿进行了焙烧预处理-氰化浸出试验研究。试验考察了焙烧段数、焙烧温度对焙烧效果的影响,以及磨矿细度、氰化钠用量、保护碱种类及用量、矿浆液固比、浸出时间对氰化浸出效果的影响,确定了适宜的工艺条件,使浮选金精矿的金浸出率达到了90.54%。     

广西某微细浸染型原生金矿石浮选试验

广西某金矿石是高砷高有机碳、以包裹金为主的微细浸染型原生金矿石,为确定矿石的选矿工艺,进行了浮选试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下,采用硫酸铜为主要载金矿物黄铁矿的活化剂,丁基黄药+丁胺黑药组合为金矿物和载金矿物的捕收剂,经1粗2精3扫的闭路浮选流程处理,可获得金品位为31.50 g/t、金回收率86.57%的金精矿,药剂制度及工艺流程较简单,选矿指标较好。     

广西某微细浸染型原生金矿石浮选试验

广西某金矿石是高砷高有机碳、以包裹金为主的微细浸染型原生金矿石，为确定矿石的选矿工艺，进行了浮选试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占85%的情况下，采用硫酸铜为主要载金矿物黄铁矿的活化剂，丁基黄药+丁胺黑药组合为金矿物和载金矿物的捕收剂，经1粗2精3扫的闭路浮选流程处理，可获得金品位为31.50 g/t、金回收率86.57%的金精矿，药剂制度及工艺流程较简单，选矿指标较好。     

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。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t,嵌布粒度较细,金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金,主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金,通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后,采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下,原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别,可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿,可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

青海五龙沟金矿石浮选试验

青海海西五龙沟金矿石含金3.94 g/t,金主要以超显微状态存在于毒砂和黄铁矿等金属硫化物中。为高效开发利用该矿石资源,以矿石工艺矿物学研究结果为基础,进行了浮选选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回闭路浮选流程处理,最终可获得金品位为36.42 g/t、回收率为86.66%的金精矿产品,选矿技术经济指标较好。     

老挝某难浸金矿石环保浸金实验研究

老挝某金矿矿石类型为蚀变岩型,金为矿石中唯一可回收元素,金属矿物主要为铁的硫化物,部分金包裹在硫化物中,属于较难处理金矿石。针对该矿石开展环保浸金剂浸金实验,获得较佳工艺参数为:原矿金品位为5.47 g/t,磨矿细度-0.074 mm含量90%,矿浆浓度40%,石灰用量3000 g/t,铁氰化钾助浸剂用量600 g/t,碱和助浸剂预处理2 h,金蝉浸金剂用量3000 g/t,浸出时间32 h,金浸出率可以达到93.97%以上。验证实验表明,在较佳工艺条件下,金的浸出率较稳定。      

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

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。     

甘肃某氧化型金矿石选冶技术研究

甘肃某氧化型金矿石金含量为2.25 g/t,伴生银可综合回收。金主要以独立金矿物形式存在,大部分被载金脉石矿物石英所包裹,少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。为高效开发利用该矿石资源,对其进行了选冶联合试验研究。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占73.00%条件下,经1粗1精2扫浮选、浮选尾矿重选的闭路流程可获得金品位74.2 g/t、回收率91.28%的混合金精矿。混合金精矿经石灰预处理后,经氰化钠浸出,获得了金浸出率为96.52%、金总回收率为88.10%的指标。试验结果对同类型金矿石的选矿回收具有借鉴意义。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重,以及金嵌布粒度极细的特点,开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺,所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%;而采用全泥氰化浸出工艺,在磨矿细度为-0.074 mm占90%,矿浆液固比为2∶1,加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右,氰化钠用量为1 kg/t,氰化浸出时间为72 h的条件下,金的浸出率可达81.11%。因此,推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

山东某原生金矿石浮选试验研究

山东某金矿选矿厂以异戊基黄药+丁胺黑药为捕收剂,采用磨矿细度为-0.074 mm占60%的一粗二精二扫浮选工艺流程处理原生金矿石,金回收率仅59%左右。为此,着重对该矿石进行了浮选药剂条件和磨矿细度试验研究。试验结果表明：以BD-11为捕收剂、硫酸铜为活化剂、11号油为起泡剂,在-0.074 mm占60%的磨矿细度下,通过一粗一精一扫闭路浮选,可获得金品位为30.83 g/t,金回收率为93.36%的金精矿,与现场生产相比,金回收率得到了大幅度提高。     

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。      

中亚某难处理金矿选冶工艺研究

对中亚某金品位4.35 g/t金矿石进行了选冶联合工艺试验研究。采用氧化焙烧预处理-氰化浸出工艺,在焙烧给料细度-0.074 mm粒级占75%、氧化气氛下焙烧120 min,焙砂磨至-0.074 mm粒级占90%,在氰离子浓度0.10%条件下浸出48 h,金浸出率达到86.39%,浸渣金品位0.59 g/t。     

吉尔吉斯斯坦某低品位难选金矿石浮选试验

吉尔吉斯斯坦某金矿矿石中金矿物与黄铁矿等共生关系复杂,嵌布粒度微细,属于难选低品位金矿石。通过对磨矿细度和药剂制度的优化研究,确定在磨矿产品细度为-0.074 mm占90%,D₁₀和A₂₀₂粗选用量分别为100、50 g/t情况下,可以获得金品位为9.89 g/t,回收率为87.23%的金精矿,比模拟现场工艺流程及药剂制度时的精矿金品位提高了0.24 g/t,回收率高10.03个百分点。