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。      

贵州某难浸金矿原矿焙烧-氰化提金工艺试验研究

针对贵州某难浸金矿的矿石性质,确定采用原矿焙烧—氰化提金工艺。结果表明,金浸出率可由直接氰化的25%提高到90%,为该类难浸金矿提金提供了一条有效的途径。     

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%。     

某低品位金矿的氰化浸出试验研究

对含金1.15 g/t的某低品位金矿进行了原矿全泥氰化浸出和柱浸浸出的实验室试验研究,研究结果表明,在原矿磨矿细度为-74μm占90%条件下,采用原矿全泥氰化浸出工艺,金浸出率79.13%;采用柱浸浸出,-10 mm粒级矿样金浸出率达到68.70%。工艺方案比较表明,在目前原矿金品位1.15 g/t、金价220元/g的情况下,推荐采用堆浸工艺开发此低品位金矿资源。     

甘肃某金矿石选矿试验研究

根据矿石性质进行了选矿试验研究。其中,全泥搅拌氰化浸出金浸出率为94.01%;对-15mm和-25mm矿样进行柱浸,金浸出率分别为87.18%和84.28%。试验结果表明,该矿石适合就地浸出生产。     

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。     

陕西某含碳金矿保温炭浸试验

陕西某含碳金矿金品位15.00 g/t,碳含量高达4.56%,影响金的浸出。为合理开发利用该矿石,进行选矿试验。探索试验表明,保温氰化浸出浸渣金品位最低,金浸出率最高,适宜作为该金矿的氰化浸出原则流程;保温氰化浸出试验结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm占90%,在最佳浸出条件下经保温氰化炭浸—提炭—固液分离处理,可获得浸渣金品位1.49 g/t、金浸出率90.07%、金吸附率99.98%、金总回收率90.05%的良好指标,实现了金的高效回收利用,可为选矿工艺流程的确定提供技术依据。     

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。      

西藏尼木县普松金矿选矿试验研究

对西藏尼木县普松石英脉型金矿进行了原矿重选-尾渣氰化、全泥氰化、柱浸等方案的选矿试验研究。结果表明,金浸出率依次为96.24%,93.88%,85.97%,由此说明,该金矿石属易选（冶）矿石。鉴于该金矿床所处的特殊地理位置,该矿适合堆浸生产。     

四川某金矿选矿试验研究

为解决四川某金矿选厂对该地区金矿回收率较低的问题,对该金矿进行了全面的矿石性质分析研究,并根据矿石性质的特点研究了回收该矿石中有用矿物的最佳工艺流程方案,并进行了多方案选矿对比试验。通过柱浸试验、浮选试验、重选试验、全泥氰化浸出试验的选金工艺方案对比试验结果表明:该矿可浸性很好,浸出试验金浸出率大于97%,重选、浮选回收率较低,最终确定了氰化浸出工艺流程。该工艺流程简单,可操作性强,对该地区的金矿回收具有指导作用。     

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。     

The effect of iron contaminants on thiosulphate leaching of gold

Metallic iron and ferric ions were subjected to wet grinding with a sulphide ore in a ceramic ball mill to simulate the fine grinding process using mild steel, in an attempt to investigate the effect of iron species on the ammoniacal thiosulphate leaching of gold. Metallic iron and ferric ions decreased gold leaching in both kinetics and overall extraction when they were added in the wet grinding of a sulphide ore. This detrimental effect became more pronounced with the addition of metallic iron and ferric ions at higher concentrations. Metallic iron retarded the gold leaching more than ferric ions at the same dosage. The decomposition of thiosulphate in the leaching of the sulphide ore increased with the addition of metallic iron and ferric ions in the wet grinding. Thermodynamic analysis indicated that the predominant species for iron was ferric hydroxide under the leaching conditions. Wet grinding at a higher pH of 9 and use of ethylenediaminetetraacetic acid (EDTA) were ineffective in improving the gold leaching with the addition of metallic ions and ferric ions in the wet grinding. Iron oxide and hydroxide slime coatings at the surfaces of pyrite and pyrrhotite were reduced using carboxymethyl cellulose (CMC) to render the sulphide and slime particle surfaces highly negatively charged. Precipitation of iron oxide species at the surfaces of pyrite and pyrrhotite was observed in the morphological study of the leach residues with the addition of metallic iron in the wet grinding. The addition of CMC effectively reduced iron oxide slime coating at the sulphide surfaces and the aggregation of fine particles.     

铜阳极泥综合回收试验研究

以铜阳极泥为原料,采用硫酸化焙烧蒸硒-酸浸脱铜-氯化分金-亚硫酸钠分银的火法-湿法联 合工艺对阳极泥进行综合回收。试验结果表明: 在上述联合工艺下,阳极泥中硒挥发率达到99.7%,粗硒产品中硒品位达93.6%; 铜浸出率达到95.8%,海绵铜中铜品位达到87.62%; 金浸出率达到99.2%,粗金产品中金品位为99.3%; 银浸出率达99.4%,粗银产品中银品位为98.1%。该工艺有效实现了铜阳极泥中硒、铜、金、银的综合回收。     

无含氰废液排出的氰化提金新工艺

对某区新类型金矿石进行了选冶试验研究，结果表明，矿石中无单独的载金矿物，一般的选矿方法难以使金有效富集，但这种含金矿具有良好的可浸性。对所推出的无废全泥氰化浸出－锌粉置换工艺流程，磨矿粒度为－２００目占９０％时，加入氰化钠０．８ｋｇ／ｔ，石灰２．５ｋｇ／ｔ进行浸出，贵液脱氧３ｍｉｎ后加入锌粉１５０ｋｇ／Ｌ，醋酸铅４０ｋｇ／Ｌ进行置换，可使浸出率达到９５．７０％，金的总回收率为９５．１４％《     

云南某金矿可选性试验研究

云南某金矿矿石金主要以微细粒显微金和次显微金的形式富集在黄铁矿和毒砂等矿物中。原矿石中矿泥含量较多,而且含有部分粘土矿物,在磨矿过程中会产生大量的次生矿泥,对金回收产生不利影响。针对云南某金矿含泥量较高的特性,开展了可选性试验研究。试验选用水玻璃做矿泥的抑制剂,采用常规工艺流程,获得了金精矿金品位63.8g/t、金回收率92.8%的较好指标。     

旋流-静态微泡浮选柱分选某金矿泥的半工业试验

介绍了山东某金矿的原矿性质及洗矿矿泥中金的分布特点,对金在微细粒级明显富集的矿泥,应用旋流-静态微泡浮选柱组成的1粗1精闭路浮选半工业试验系统进行了矿泥分选研究,并在最佳工艺技术参数条件下进行了系统的稳定性研究,对平均金品位为2.21 g/t的矿泥,获得了平均金品位为98.98 g/t、回收率为88.15%的金精矿。试验指标明显优于用浮选机组成的分选系统的指标,表明旋流-静态微泡浮选柱对细粒及微细粒物料的分选具有显著的优越性。     

含硫试剂对某难处理金精矿的浸出研究

在对某难处理金精矿进行工艺矿物学研究的基础上,用硫脲、硫代硫酸盐、硫氰酸盐和改性石硫合剂等含硫试剂对其进行了浸出试验研究。结果表明,该精矿属典型的黄铁矿与毒砂包裹的难处理金矿,约20%的金被包裹,改性石硫合剂可部分将矿物的包裹氧化,浸出率达80％以上,适用于此矿的浸出,并分析推测了浸出试剂与矿物的作用机理。     

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。     

乌干达某金矿选矿试验研究

东非乌干达Busia金矿为中等硫化物石英脉型含金矿石,通过“重选-重选尾矿浮选”、“重选-重选尾矿全泥氰化”和“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”三种工艺流程的对比,最终确定用“重选-重尾全泥氰化”或者“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺来回收金。其中“重选-重尾全泥氰化”工艺得到：在磨矿细度-320目占80%,氰化时间24小时,金回收率92.23%；“重选-重尾浮选+浮选精矿氰化”工艺得到：再磨细度-400目占85%,氰化时间48小时,精矿浸出率90.07%,金回收率85.02%。