某高品位金矿石重—浮—浸综合回收试验研究

阐述了采用重选—浮选—氰化浸出处理某高品位金矿石的工艺。工艺的试验结果体现了联合流程处理高品位金矿石的优势。最终,金的总回收率高达99.64%,伴生银回收率为89.86%,硫回收率为87.66%。     

云南某难选金矿石重-浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金.试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85％的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/t、回收率32.65％的重砂;金品位42.07 g/t、回收率53.46％的浮选金精矿,总金回收率达86.11％.     

云南某难选金矿石重—浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金。试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85%的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/、t回收率32.65%的重砂;金品位42.07 g/、t回收率53.46%的浮选金精矿,总金回收率达86.11%。     

贵州某金矿石可浮性试验

为了掌握贵州某金矿石的可选性和对其后续开发利用提供参考依据,对其进行了选矿试验研究。研究结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm 85%的条件下,采用1粗1精2扫单一浮选工艺可获得金精矿含金102.58 g/t、金回收率为91.38%,含银292.50 g/t、银回收率为87.62%的选别指标,研究结果为该含金矿石的可浮性评价提供了重要的技术依据。     

伊朗某高品位金矿石无氰环保浸出试验

伊朗某高品位金矿石属石英脉型含金氧化矿石,金品位4. 81 g/t,银具有综合回收价值。金主要为裸露及半裸露金,金属矿物主要为自然金、赤铁矿、褐铁矿、黄铁矿等。为确定该金矿石绿色环保浸出工艺,进行无氰环保提金剂浸出试验。结果表明,在磨矿细度-0. 074 mm 85%、无氰环保提金剂XJ-2用量5 kg/t、石灰用量6 kg/t、浸出浓度30%、搅拌浸出时间48 h的条件下,贵液金浸出率94. 04%、银浸出率88. 29%,尾渣金品位较低,获得了良好的浸出效果。     

浙江某高品位金矿石的非氰浸出试验

为了了解环保浸出剂QJ对浙江某高品位金矿石进行非氰浸出的可行性,对金品位为12.24 g/t、银品位为131.91 g/t的矿石进行了浸出试验。结果表明,在磨矿细度为-74μm占95%,QJ用量为2 kg/t,石灰用量为4 kg/t,矿浆浓度为40%,浸出时间为24 h的情况下,金、银的浸出率可分别稳定在98.07%和80.13%,表明该矿石采用QJ非氰浸出是可行的。     

江西某难选金矿石选矿试验

江西某金矿金矿物嵌布粒度微细,并与毒砂、黄铁矿等矿物密切共生,经过细磨,金或金载体矿物达到基本解离后,采用硫酸为pH调整剂,硫酸铜为活化剂,丁铵黑药与苯胺黑药组合作为捕收剂,浮选回收某难选金矿。闭路试验取得了金精矿金品位为31.56 g/t,回收率为85.36%的良好指标。     

四川某金矿石重选-浮选联合工艺试验

四川某地金矿中的金品位为3.74 g/t,以自然金的形式存在,其粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致,为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位,提高金总体回收率的目的。嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此采用尼尔森重选-浮选联合选别工艺开展试验。确定适宜的尼尔森重选条件为：磨矿细度-0.074 mm占70 %,重力倍数90 G,液态化水量9 L/min,该条件下可获得金品位67 g/t,回收率80.72 %的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为：活化剂硫酸铜用量100 g/t,捕收剂丁基黄药：丁胺黑药2：1、用量为40 g/t,起泡剂2号油用量20 g/t以及粗选时间为3 min,该条件可获得金品位11.04 g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“1粗2精2扫”浮选流程,进行重选-浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6 g/t,回收率73.81 %的重选金精矿;金品位63.1 g/t,回收率24.25 %的浮选金精矿以及金品位0.09 g/t,回收率1.92 %的浮选金尾矿。     

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。     

重浮联合分选高品位硫精矿试验研究

研究了以浮选-重选-浮选工艺流程分选黄铁矿的可行性, 确定了旋流器分选黄铁矿的最佳参数和旋流器溢流浮选的最优条件。研究表明: 使用旋流器处理浮选得到的粗选精矿, 在合适的参数配置下, 旋流器沉砂硫品位大于46.5%, 成为合格精矿; 微细粒的旋流器溢流经过一粗一精两次浮选, 也能得到硫品位大于47%的精矿; 两种精矿混合, 即可得到单一的高品位硫精矿产品。本流程不仅极大地提高了分选效率, 同时因为旋流器能耗低、无需用药剂等特点, 使得生产成本得到有效控制。     

Diagnostic pre-treatment procedure for simultaneous cyanide leaching of gold and silver from a refractory gold/silver ore

This study investigates the optimization of simultaneous dissolution of gold and silver from a refractory gold ore through determination of pre-treatment stages. Based on the mineralogical studies (thin layer and polished section) and chemical analysis on the ore sample, a “diagnostic leaching” procedure was designed. Results from diagnostic leaching suggest that the most effective pre-treatment agents for gold and silver are ferric chloride and sulfuric acid media, respectively. Optimum conditions for the simultaneous dissolution of gold and silver were determined using a two factorial design technique. Pre-treatments with sulfuric acid and ferric chloride reagents increased the efficiency of the dissolution of gold from 54.7% to 82% and silver from 37.4% to 81.6%.     

甘肃某难处理金矿预处理-氰化试验研究

甘肃某难处理金精矿的直接氰化浸出率为55%~59%,对该金精矿进行预处理-氰化试验研究,试验结果表明:难处理金精矿进行预处理可将载金矿物分解,使金充分暴露出来,并将有害物质分解去除或改变其性质,消除其对浸金过程的不利影响,大大提高金的浸出率。     

膜技术处理金矿氰化浸出溶液的应用

综述了处理金矿氰化浸出溶液的技术研究现状，分析现有技术的优缺点，介绍了电渗析法和液膜分离法在处理金矿氰化浸出溶液的应用情况，对该领域的发展现状及目前面临的主要问题作了简要的概述，并对未来的研究趋势进行了展望。     

The effect of zinc cyanide on the flotation of gold from pyritic ore

In gold processing plants, the process water contains a considerable amount of weak acid dissociable (WAD) cyanide species. The cyanide-containing water recycled to flotation circuits has a deleterious effect on mineral flotation. Zinc cyanide can be a major constituent of the process water due to the cyanide leaching of zinc minerals and the zinc cementation applied to precipitate gold and silver. In the present study, the effect of zinc cyanide on the flotation of gold from a pyritic ore was evaluated and the competitive adsorption between zinc cyanide species and the collector, potassium amyl xanthate (PAX) or Aerophine promoter (3418A), on gold was studied by surface enhanced Raman spectroscopy (SERS). It was found that free cyanide did not depress the flotation of liberated gold, but zinc cyanide with a CN/Zn ratio of 2 did. The depression of gold flotation by zinc cyanide was due to the preferential adsorption of Zn(CN)₂ on gold surface over either 3418A or amyl xanthate in the solution, rendering gold surface hydrophilic.     

某银矿选冶试验研究

云南某矿石含银120g/t,银是主要回收矿物,其他矿物暂无回收价值。银在矿石中主要以次生银矿物的形式存在。为了有效回收银矿物,通过开展流程对比试验确定了浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出流程。通过条件试验确定了磨矿细度为-48μm占92.91%,氰化钠用量为4kg/t,浸出时间为28h。在开路试验的基础上开展了闭路试验,闭路试验结果:浸出作业回收率79.73%,浮选+酸浸+酸浸尾矿氰化浸出回收率84.17%。     

某地铜矿石铜硫浮选分离试验

1　矿石性质1 .1　矿物组成金属矿物以黄铜矿、黄铁矿和白铁矿为主 ,其次是辉铜矿、斑铜矿、铜蓝、黝铜矿、方铅矿、闪锌矿、辉钼矿、钛铁矿、褐铁矿和少量磁黄铁矿、辉铋矿和碲铋矿等。脉石矿物主要有石英、绢云母 ,其次是绿泥石、蛇纹石和碳酸盐矿物 ,少量黑云母、钾长石、透闪石、阳起石、磷灰石和锆石等。1 .2　主要矿物嵌布特性黄铜矿 :呈块状、星散状、脉状等集合体分布于矿石中 ,黄铁矿、白铁矿及脉石矿物沿其边缘和空洞溶蚀交代形成交代溶蚀结构及包含结构 ,黄铜矿包裹有呈自形晶的黄铁矿细小包体。嵌布粒度为 0 .0 2 0～ 1 .0 0 0 …     

江西赣东北某金矿赋存规律分析及找矿方向

赣东北地区大地构造环境复杂,成矿地质背景优越,金矿床类型多样,其中韧性剪切带控制的蚀变岩金矿尤为突出,找矿潜力大.通过对赣东北某金矿的区域地质背景、矿区地质特征、含金的韧性剪切带的分布特征进行综合分析,并对近年来矿山探矿资料的整理、分析,依据含金韧性剪切带的分布和产出规律建立空间模型,预测成矿的地段,提出下一步的找矿方向.     

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...     

某含炭低品位铜矿石浮选试验

针对某矿山硫化铜矿含炭高、有用矿物嵌布粒度细、铜及伴生银矿物回收率低,精矿质量差等问题,本试验采用硫化钠做活化剂,铁铬盐木质素作为炭质矿物的抑制剂,丁基黄药与FZ-9538做组合捕收剂进行铜(银)硫混浮-铜硫分离,且经过闭路试验获得了铜精矿中铜品位22.23%、回收率81.05%,银品位2010.85 g/t、回收率69.80%,硫精矿硫品位36.28%、回收率42.02%的良好的选矿指标。     

江西某铜硫矿石浮选工艺研究

江西某大型铅锌矿山在深部接替资源勘查中探获了资源量达到中型规模以上的铜硫矿石资源。为了合理开发利用该矿石资源,在矿石性质研究和探索试验基础上,采用铜硫混合浮选-铜硫分离浮选工艺对其进行了选矿试验。试验结果表明：原矿磨至-0.074 mm占75%后以石灰为pH调整剂、丁黄药为捕收剂、2号油为起泡剂进行1粗2扫混合浮选,所获混合精矿再磨至-0.038 mm占80%后以石灰为pH调整剂、LP-01为捕收剂进行1粗2精2扫抑硫浮铜分离浮选,可获得铜品位为14.22%、铜回收率为87.58%的铜精矿和硫品位为34.01%、硫回收率为80.84%的硫精矿,从而使矿石中的铜、硫得到较好的综合回收。