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。     

某金矿金浸出率不高的原因及解决措施

某金矿采用堆浸工艺,金的浸出率一直较低,改用全泥氰化浸出工艺进行试验,金的浸出率也没有明显的提高。为此,对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,查明了影响金浸出的主要因素为雄黄、雌黄等。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿先经浮选除去雄黄、雌黄等硫化物,浮选精矿预处理后氰化浸出,浮选尾矿直接氰化浸出的方案进行试验,金的总浸出率达到88.52%,较原矿直接全泥氰化浸出提高25.02个百分点。     

某混合型金矿石选冶工艺试验研究

某金矿石工艺类型为少硫化物方解石重品石石英脉型金矿石,金的赋存状态以裂隙金为主,其次有占金总挝30％左右的包裹金,包裹在金属硫化物、氧化物、碳酸盐、硅酸盐矿物巾。为选择适合该金矿开发的捉金工艺,进行了全泥氰化炭浸、浮选、重选多方案探讨试验,最终确定采用全泥氰化炭浸工艺,并进行了详细条件优化试验研究,获得金浸出率82．19％、金吸附率98．06％的技术指标,并通过探讨试验分析了金浸出率偏低的原因。     

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。     

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。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

陕西某金矿选矿工艺改造

针对陕西某金矿全泥氰化炭浆工艺存在的环境保护问题,进行了多项选矿工艺技术改造的研究,最后确定用浮选+浮选精矿氰化工艺代替现有全泥氰化炭浆流程。先后进行了"金蝉"与"绿金"等环保药剂代替氰化钠工业试验,氰化尾矿浆破氰处理工艺研究与设计,但均没有取得理想的效果。在深入总结前期工作基础上,通过多方案对比论证最终确定了浮选+浮选精矿氰化工艺流程,浮选精矿氰化尾矿压滤干堆,并增加精矿氰化尾矿浆破氰处理工艺。生产实践表明,解决了一直困扰企业的环境保护问题,提高了回收率,降低了企业运营成本。     

国外某低品位贫硫型金矿选冶试验研究与工业应用

国外某低品位贫硫金矿石含金1.24 g/t,在对矿石性质进行详细研究的基础上,开展了全泥碳浸、浮选+氰化联合工艺、粗粒堆浸+细粒碳浸三个工艺方案的试验并进行了经济技术指标的对比,最终推荐采用全泥碳浸方案。针对该矿石,在磨矿细度为-0.074 mm占65%的条件下,采用全泥碳浸方案,氰化浸出48 h,金浸出率达到86.41%,浸渣金品位为0.17 g/t,吨矿氰化钠耗量为0.15 kg,实现了该低品位金矿的高效回收,并进行了工业化应用,生产指标与小试指标高度吻合。试验结果可作为该低品位贫硫金矿10 000 t/d选冶厂的设计依据。推荐的工艺方案流程及药剂制度简单,数据重现性好,处理成本低且生产经济技术指标稳定,对相同或类似性质的低品位金矿石的开发利用具有一定的借鉴和参考作用。     

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。      

湖北某石英矿提纯试验研究

湖北某地发现大量SiO2含量为98.86%的石英矿,为得到优质的石英产品,进行了选矿提纯试验。首先将试样筛分为+0.6 mm、0.1～0.6 mm、-0.1 mm 3个粒级。-0.1 mm粒级作为尾矿直接抛弃;0.1～0.6 mm粒级采用磁选—浮选—酸浸工艺流程进行试验,首先经高梯度强磁选除铁,非磁性产品以草酸为抑制剂、十二胺为捕收剂,经1粗1精反浮选去除云母,浮选精矿以盐酸和硫酸的混合酸为浸出剂,在酸浸温度为60℃、酸浸时间为6 h条件下酸浸提纯后,获得SiO2含量为99.79%、杂质Fe2O3含量为73.70×10-6、白度为90.93%的石英砂,既可以作为光伏玻璃石英砂,也可以作为石英板材;+0.6 mm粒级酸浸后再经色选,可以得到SiO2含量为99.85%、杂质Fe2O3含量为62.65×10-6的石英砂,达到石英板材质量要求。     

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。     

选冶联合工艺综合回收金的试验研究

针对某含铜钴的金多金属矿,采用铜优先—金钴混合浮选流程回收金,指标偏低。对流程中的浮选尾矿进行了多元素分析、粒度筛析及金属分布测定和工艺矿物学检查,发现粗颗粒中含有一定量的金,同时还有部分被氧化需要进行再磨再选和氰化浸出联合工艺对金进行回收。再磨再选得到的金钴精矿中金的回收率为6.93%;再磨再选尾矿经氰化浸出后浸渣金品位为0.33g/t,金作业浸出率为80.0%,对原矿金回收率为19.04%;"铜优先—金钴混合浮选—尾矿再磨再选—再选尾矿炭浸"的选冶联合工艺获得的金总回收率为95.38%。     

某难浸金矿堆浸尾矿的利用

介绍了西北某难浸金矿堆浸尾矿利用的试验结果,先采用浮选工艺,获得产率４．０９％ 、金品位６４．７２ｇ／ｔ、回收率７０．７７％ 的浮选精矿;浮选精矿经焙烧后氰化浸出,金浸出率达９５．７３％ ;浮选尾矿直接氰化浸出,金的浸出率可再增加１４．１０％ ,从而获得金总收率８１．８５％ 的优异指标。初步技术经济分析结果表明,采用本文介绍的方法利用该类尾矿资源,经济效益较好。     

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%。     

西秦岭格尔托金矿金的赋存状态及可选性试验研究

为提高格尔托金矿矿石中金的回收率,本文通过研究矿石物质组成、矿物结构构造、矿石嵌布粒度、主要矿物的赋存状态及金的载体矿物和分布规律。开展全泥氰化浸出、焙烧除碳-氰化浸出、浮选除碳-碳质焙烧-氰化浸出对比试验。最终确定全泥氰化浸出为最佳工艺流程,金浸出率达88.22%。     

新疆某金矿堆浸尾矿二次回收利用的研究与应用

新疆某金矿部分较大粒度的尾矿金品位较高,采用堆浸氰化工艺进行提金。将其破碎至P_(80)=4.5 mm后,在氰化钠耗量为50 g/t,石灰添加量为3 kg/t,经30 h的柱浸试验,堆浸尾矿的浸出率达到55.21%,药剂耗量低,成本较低。氰化提金工艺方法简单易行,解决了该堆浸尾矿的二次回收问题,提高了资源综合利用率。     

低品位难处理金矿石氰化提金工艺试验研究

根据新疆金山低品位难处理金矿石性质,进行了滚瓶浸出、全泥氰化浸出等多方案选金对比试验研究。结果表明:粒级P(80)=6 mm及P(80)=10 mm矿石,滚瓶浸出25 d时,浸出效果较好,金浸出率均能达到72%左右,研究工艺简单,实用性强,为金山金矿山低品位金氧化矿开发提供了依据。     

内蒙古某高砷金矿石碱浸预处理—氰化浸出试验研究

内蒙古老硐沟金矿金品位波动较大,综合金品位8.27 g/t,可伴随回收银,砷含量高达3.18%。矿石中金嵌布粒度细微,主要以包裹体形态存在于其它矿物中,共生关系密切,且泥化严重。现场采用堆浸法生产,金浸出率仅50%左右,资源浪费严重。为提高金浸出率,在分析矿石性质的基础上,提出采用常温碱浸预处理—全泥氰化浸出工艺,条件试验确定的最佳浸出条件为:磨矿细度-0.074 mm 93.5%,矿浆固液比为1∶2,调节p H=12,碱浸Na OH用量3 000 g/t,预处理2.5 h,浸出剂Na CN用量为2 000 g/t,浸出24 h,最终金、银浸出率分别为85.49%、80.12%。相比堆浸工艺,金浸出率提高了35个百分点以上,并综合回收了银,经济效益显著,可作为该金矿石新的浸出提取工艺。