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。     

Microwave roasting of a carbonaceous sulphidic gold concentrate

Gold ores containing carbonaceous matter and sulphidic minerals are generally referred to as double refractory. Extraction of the gold from such ores usually requires an oxidation step to both liberate the ultra-fine gold from the matrix of the sulphides and remove the carbon that preg-robs the dissolved gold. In this investigation, a double refractory flotation concentrate was microwave roasted to oxidize both the sulphides and the carbonaceous matter. The concentrate was characterized by thermogravimetric and infrared analysis and the microwave absorbtion characteristics were quantified by determining the permittivities. The microwave heating behaviour studies showed that the sample temperature increased with increasing incident microwave power, processing time and sample mass. Due to the hyperactive response of the concentrate to the microwaves, a low incident power of 600 W was found to be suitable for roasting, as higher powers resulted in sintering and melting of the concentrate. The gold extraction values after cyanidation were over 96% and these were similar to those obtained by conventional roasting. The main advantages of microwave roasting were that both the total carbon removal rates and the heating rates were higher and the specific energy consumptions were lower than in conventional roasting.     

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。     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。      

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%。     

镇源金矿中性—氧化二步焙烧预处理工艺研究

本文介绍了对镇源难处理金矿采用二步焙烧预处理工艺氰化提金的研究结果。金精矿通过中性—氧化两段焙烧后氰化浸金 ,金的浸出率可达 91 .82 %。     

青海某难选冶金矿提金工艺试验研究

青海某金矿为中硫、含砷和碳的微细粒难选冶金矿。在查明矿石物质组成的基础上，对矿石进行了选矿方法、工艺条件及流程方案试验研究，确定采用浮选—重选—精矿焙烧—氰化浸出提金工艺，获得了满意的技术经济指标。该成果已被建厂设计采用，建成投产后经济效益较好。     

高碳微细粒复杂金矿石选矿工艺研究

原矿含有大量有机碳,金赋存状态复杂,属低品位原生金矿石。本选矿工艺采用优先浮碳,消除有害元素再选金,浮选尾矿氰化浸出的工艺流程,使难选金避免走原矿焙烧浸出的高投资、高成本运营的选矿工艺流程,综合回收率86.67%。     

某含硫砷难处理金矿提金工艺试验研究

某含硫、砷难处理金矿的浮选金精矿,采用常规氰化及硫脲浸出,其金浸出率均较低,仅分别为31.52%和33.71%。为此,笔者进行了细菌氧化预处理研究,并考察了硫脲浸出的条件以及磁场对硫脲浸金的强化作用。结果表明,采用细菌预处理和磁场强化浸出联合工艺,金浸出率可达90.06%。     

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。     

酸浸预处理提高金矿焙烧烟尘中金浸出率的研究

为提高难处理金矿焙烧烟尘中金的氰化浸金率,采用强酸酸浸对其进行预处理,考察了酸浸液固比、温度、时间及搅拌速度对氰化过程中金浸出率的影响,确定了最佳酸浸条件为:酸浸液固比0.98∶1、温度85 ℃、时间2 h、搅拌速度500 r/min,此时烟尘的氰化浸金率为91.04%。     

某含砷高硫难处理金矿固砷固硫提金试验

对某地含砷高硫难处理金矿 ,进行了固化焙烧——氰化浸出工艺流程的试验研究 ,获得了硫的固化率达 95 .5 5 % ,砷的固化率为 95 .4 9% ,金的浸出率为 93.18%的较好技术指标。为含砷高硫类型金矿资源的开发利用提供了较新的途径     

火法湿法联合工艺从卡林型金矿中提金研究

针对贵州某卡林型金矿, 采用氧化焙烧预处理矿物、碱性环境下氰化浸出工艺提金。所得最佳焙烧条件为;焙烧温度750 ℃、焙烧时间2 h, 此时硫、碳、砷的脱除率分别为99.95%, 95.83%和99.91%; 焙烧后矿物在氰化物浓度3 g/L条件下浸出24 h, 金浸出率为93.81%。     

微波处理难浸微细粒包裹金的试验研究

利用微波的加热特性 ,通过条件试验确定 ,在 45 0℃用微波处理 5min ,可使某金矿的金精矿氰化浸出率由 74%提高到 90 %以上 ,使现场金精矿氰化渣的氰化浸出率达到86 %以上。试验结果表明 ,微波预处理对于打开黄铁矿包裹金的前景光明     

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。     

某极微细粒难选金矿选冶工艺研究

某浸染型金矿嵌布粒度极微细, 采用单一浮选或氰化浸出回收率低, 回收难度大。对其开展了“浮选-粗精矿+中矿酸浸除杂-尾矿除钙”和“焙烧-氰化浸出”两种选冶联合工艺流程研究, 并对不同工艺进行了盈利初评计算。结果表明, 二种工艺均可获得金回收率80%以上的优良指标, 预期经济效益显著。研究结果可为矿山提供抉择依据。     

某低品位难浸金矿石选矿试验研究

在实验室条件下对某低品位难浸金矿石进行了选矿试验研究。结果表明,采用一粗三精三扫的浮选闭路流程,可获得品位118.5g/t、回收率80.34%的浮选金精矿。浮选金精矿在600℃下焙烧1h后再氰化浸出,可获得金浸出率90.94%、综合回收率73.06%的分选指标。     

某难处理金矿石提金工艺试验研究

针对某含砷高、含碳高、硫化物含量低的微细粒浸染型难处珲金矿石,进行了不同流程的提金工艺试验研究.对于金品位为2.98 g/t的原生矿,用常规氰化金的浸出率仅为0.68%;焙烧-氰化提金工艺,金的浸出率为80%左右;原矿浮选,金的浮选回收率为82.73%;浮选-金精矿生物氧化-炭浸提金工艺,金的总回收率74.72%;浮选...     

降低含砷金精矿两段焙烧提金过程中氰化物用量的途径

针对某含砷难处理金精矿两段焙烧工业生产中焙砂氰化物单耗较高,达到8～10kg/t(焙砂)的实际情况,本文研究探索了焙砂氰化浸出工艺,通过调整生产工艺,氰化钠的单耗降低至4.0kg/t(焙砂),不但生产成本降低了,而且金的浸出率也相应提高到90%以上,为企业创造了良好的经济效益。本文对含砷难处理金精矿两段焙烧生产过程中降低氰化物消耗、降低渣金品位以及指导金精矿两段焙烧实际生产具有指导作用。