某含砷金矿石提高回收率研究
某原生含砷金矿石选冶工艺流程试验研究

青海某 金 矿床 深 部 原 生矿 矿 石 工 艺类 型 为少 硫
化物 碳泥 硅质 板岩 型 , 自然类 型为 原生 矿 。金主 要 以
黄铁 矿与 毒砂及 金 的 关 系 密切 , 黄铁 矿 、 毒砂 为金 的 载体 矿物 。砷矿 物 主要是 毒砂 , 但 黄铁 矿 中平 均 含砷 3 . 8 7 4% 。 由此可 知 , 为 了保 证金 的 回收率 , 金精 矿 中
3 0 3 0倍 ) 未见金矿物 。但矿物 的能谱 、 光谱 等分析结果 表明 , 矿石 中的金属矿物 中基本都 含有一定 量 的金 。金 主要 以超 显微包 裹 金 的形 式 存 在 于 黄 铁 矿 、 毒砂 、 方
精矿焙烧一氰化炭浸 回收金 , 该流程金的作业浸出率
大于 8 5%
1 矿石性质
2 0 1 4年 第 1 期/ 第3 5卷
表5
矿物名称
黄铁矿
矿石 矿 物 组 成
矿 物名称
石 英
由上 述几 种 流程方 案探 讨试 验结 果可 知 : 单 一 重
含量/ %
5 O~5 5
含量/ %
4~ 6
选虽 然 可 以获 得 合 格 的 金 精 矿 , 但 金 回 收 率 不 足 7 0% , 尾矿金 损失较大 , 由于 尾 矿 中损 失 的金 粒 度 细, 必须 采 用 其 他 方 法进 行 回 收 ; 而浮 选 与焙 烧一 氰 化均可 获得 8 0%左右 的金 回收率 , 但 原矿直 接焙烧 成
超显微包裹金的形式存在于黄铁矿 、 毒砂 、 方铅矿等 硫化 矿物 中 , 载金矿 物 可浮选 性较 好 。在多 方案 选冶
探讨 试验 的基 础上 , 选 择 浮 选 流 程 进行 了条 件 试 验 、 闭路 试验 , 所得 金精 矿金 回收率 8 6 . 2 7% 。对 浮 选金
提高难选含硫砷金矿石回收率的生产实践

第6期新疆有色金属提高难选含硫砷金矿石回收率的生产实践张广田(西部黄金伊犁有限责任公司伊宁835000)摘要阿希金矿为提高难选含硫砷金矿石的选矿回收率,通过工艺技改和内部挖潜,进行探索和生产实践,多次改变浮选药剂制度,改善金精矿氧化环境,优化氧化渣氰化浸出条件,选矿回收率由72.8%提高到80.5%,有效地回收了较难选硫化矿包裹金。
关键词药剂制度氧化渣氰化浸出包裹金1引言新疆阿希金矿原设能力为750t/d,曾于1995年7月建成投产,又于1997年扩能到1000t/d,2005年原矿开采转入地下后,矿石性质逐渐由地表氧化矿转变为深部的原生矿,选矿回收率逐渐下降,并且随着原矿开采深度的加大硫化矿的比例也越来越大,选矿方法从“全泥氰化”技改为“浮选-浮选金精矿氧化-再氰化”的选别工艺。
经过工艺技改和5年的探索、实践,阿希金矿选矿厂挑战了很多困难,有工艺转型期的衔接不顺,有浮选、氧化和氰化指标的反复波动,有选矿生产成本的日益增加,更有选矿用工人员较多等诸多方面的问题。
通过多年的探索、调整、生产实践,终于总结出了提高难选含硫、砷金矿石回收率的工艺技术和生产经验。
2阿希金矿主要工艺及矿物含金特点2.1阿希金矿工艺简述阿希金矿技改之后的主要工艺为“浮选-浮选金精矿氧化-再氰化”的工艺流程,浮选采用的是“两粗-两扫-两次精选”的流程富集金精矿,技改之前浮选槽容积为145.6m3,技改后浮选槽容积扩为516 m3;浮选金精矿氧化工艺是采用氧化亚铁硫杆菌对富集后的金精矿和硫化矿物进行两级氧化的流程,一级氧化为6个φ8*8.5m氧化槽进行并联,二级氧化为4个φ8*8.5m氧化槽进行串连。
氧化渣再氰化工艺是由8个φ6*6.6m浸出吸附槽相串连的流程。
2.2阿希金矿的矿物含金特点阿希金矿转入地下开采后,矿物组成较简单。
金属矿物以黄铁矿、白铁矿为主,次为赤铁矿、褐铁矿、磁铁矿、黄铜矿等。
脉石矿物主要为石英、长石、粘土矿物。
微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究

微细粒含砷难处理金矿石提金工艺研究
雷永康;李青;万宏民;靳建平
【期刊名称】《黄金》
【年(卷),期】2017(038)001
【摘要】针对某微细粒含砷难处理金矿石性质,进行了金回收工艺试验研究.矿石中金品位4.14 g/t,砷品位1.80%,金属矿物以赤褐铁矿、毒砂为主.矿石中金的粒度较细,以显微金为主,约占矿石中金的66.67%.通过对单一浮选、浮选—氰化浸出、全泥氰化浸出等工艺流程进行探索试验表明:采用浮选—氰化浸出流程处理该矿石,金总回收率达84.82%,但金精矿中砷含量超标,可采用冶金方法进行后续金精矿降砷试验;采用原矿全泥氰化浸出流程,金回收率73.61%,浸渣中砷质量分数1.71%左右,指标相对较好.
【总页数】5页(P56-60)
【作者】雷永康;李青;万宏民;靳建平
【作者单位】商洛西北有色713总队有限公司;西安西北有色地质研究院有限公司;西安西北有色地质研究院有限公司;西安西北有色地质研究院有限公司
【正文语种】中文
【中图分类】TD953
【相关文献】
1.含砷难处理金矿石的细菌氧化预处理工艺研究现状及进展 [J], 朱长亮;杨洪英;王玉峰;林树宾;汤兴光;敖文成;罗金红;刘淑鹏
2.某含砷含碳微细粒嵌布难处理金矿石选矿试验 [J], 张朝辉;薛伟伟;余延涛
3.少硫化物微细粒浸染型难处理金矿石提金试验研究 [J], 张国刚;姚永楠;邢志军;郑晔
4.某含砷难处理金矿石选冶工艺研究 [J], 苏平;常永强
5.川北高砷高碳微细粒难处理金矿石焙烧工艺研究 [J], 曹欣;雷力;王智伟;杨劲松;袁源
因版权原因,仅展示原文概要,查看原文内容请购买。
某含砷高硫难处理金矿硫砷分离工艺研究

试 样 主要 金 属 矿物 有 磁 黄铁 矿 、 铁 矿 和毒 砂 黄
Ga z o , in x 3 1 0 Ch a n h u Ja g i 4 0, i ) 0 n
Ab t a t s r c :W ih t e p o e s o ee tv ltto uf r a d a s n c a d te g ei e a a in, t h r c s fs l cie foai n s l n r e i n h n ma n tc s p r t u o t e tsso u f r—a s n c s p r t n we e c ri d o n a i i o iin o e r co y g l r h e t fs lu — re i e a a i r a re n i cd c c nd t sf r a r fa tr od o e o o c n a n n r e c a d hih —s lu . By co e—c r ut e p rme t i h— q a i u f r c n e — o t i i g a s ni n g ufr ls ic i x e i n .h g u l y s lu o c n t tae a d r e i c n e ta e c n an n o d r t n a s n c o c n r t o t ii g g l we e o ti e r s c iey, a d s lu n re i r b an d e pe t l v n u f r a d a s nc we e s paa e fe tv l .Att e s me tme,t e r c v r fg l si r v d. r e r td ef ci ey h a i h e o e o o d wa mp o e y Ke r s:s l y wo d uf ur—a s n c s p r t n;s lc ie foai n;d p e s n ;g l r o ti i g a s ni r e i e a a i o e e tv ltto e r s a t o d o e c n an n re c
含砷难处理金矿研究进展

含砷难处理金矿研究进展摘要:近年来,含砷难处理金矿资源的开发利用已经引起世界各国的广泛关注和重视。
其对于提高金的回收率,减少成本,达到环保要求和设计最佳流程等具有重要意义。
概括介绍了焙烧氧化、微生物氧化、加压氧化等方面的发展。
关键词:含砷难处理金矿焙烧微生物氧化加压氧化Research Progress of Arse ni c-beari ng Refractory Gold OreAbstractsn recent years,refractory gold ore containing arsenic resource exploitation has caused world attention.The improvement of gold recovery rate,reduce costs,meet environmental protection requireme nts and desig n the best processeshas importa nt sig ni fica nee. Briefly introduces the roasting oxidation,microbialoxidation,pressure oxidati on,non-cya ni dati on and other aspects of developme nt.Key Words:Arse ni c-beari ng refractory gold ore;Roasting;Microbial oxidati on [Pressure oxidatio n随着金矿资源的不断开采,易处理金矿资源日益枯竭,含砷难处理金矿资源将成为黄金生产的主要资源,含砷难处理金矿中金与毒砂嵌布粒度细或成包裹状[1],采用机械法很难达到单体解离,毒砂又会产生化学干扰[2],直接进行氰化浸金,金的浸出效果不理想,故脱砷预处理研究为当下研究的重点。
某微细粒含砷金矿石选矿试验

市岚县梁家庄乡。
9 6
李 贤
杨
备等: 某微 细粒合砷 金矿 石 选矿试 验
2 0 1 3年 1 0月第 1 O期
表 5 石灰与 A C 用 量 试 验 结 果
表 3 捕收剂种类试验结果
捕 收 剂用 量 。 产 率
种类 / ( g / t )
曼 竺
. 璺 坚
A u As
源有着十分重要的意义 。本文针对某微细粒嵌布金 矿石 进行 了矿石性 质及 选别 工艺研究 。
1 原 矿性 质
1 . 1 原矿 矿物组成
选方 法 回收该金 矿 中金 ] 。 2 . 1 金粗 选条 件试验
原矿 中金 属 矿 物 主要 有 自然 金 、 银金 矿、 黄 铜 矿、 硫 锑铜 银矿 、 硫 砷铜 银矿 、 闪锌矿 、 锆石、 方铅 矿 、
表 2 原 矿含 金 矿 物 嵌 布 粒 度
随着金 矿资 源 的不 断 开 发 , 越来 越 多 的微 细 粒 嵌 布 金矿开 始被 利用 , 我 国微 细 粒浸 染 型金 矿 资 源 丰富, 分布 广 , 但 因矿 石 难选 而 利 用 率不 高 … , 研 究
针 对 此类矿 石切 实有 效 的选 矿工 艺 , 对 充 分 利用 资
矿 物 的嵌布 粒度见 表 2 。
由表 3可 知 , B K . 3 0 1 、 Ma c . 1 2对 含 金 矿 物 的选 择性较 好 , 粗 精矿 中金 品位 较 高 , 但捕 收 能 力较 差 , 粗精矿 中金 回收率 低 ; 丁 基黄药 、 丁铵黑 药单 独使用 时粗精 矿 中金 回收率 较 低 , 丁基 黄 药 与 丁铵 黑 药组 合使 用后 , 粗精 矿金 回收 率提 高 。从 黄 药 和黑 药 的
甘肃某高砷金矿伴生金属综合回收试验研究

2021年第2期!色金属(%矿'今)・77・doi:10・3969/j.issn.1671-9492.2021.02.012某咼碑金矿伴生金属综合回收试验研究杨俊龙,郭艳华(西北矿冶研究院,甘肃白银730900)摘要:甘肃某金矿属于含碑较高的铅、锌、金、银多金属矿,有用矿物种类较多。
在原矿性质研究的基础上,进行了不同工艺方案的试验研究。
在综合分析了各种方案的技术指标及优缺点的情况下,确定采用优先选铅一锌硫混浮一锌硫分离工艺试验方案。
在最佳条件试验基础上,最终闭路试验可以获得铅品位为47.71%,铅回收率为71.45%,伴生金品位为16.50g/t,金回收率为8.82%,伴生银品位3561g/t,银回收率为72.62%的铅精矿,锌品位为40.42%,锌回收率为48.07%的锌精矿和金品位为30.86g/t,金回收率为84.01%的金精矿。
该方案产品结构合理,铅、锌、金、银等有价金属均能得到较好的回收。
关键词:高F;硫化铅;金;浮选中图分类号:TD953文献标志码:A文章编号:1671-9492(2021)02-0077-06Experimental Study on Comprehensive Recovery of AssociatedMetals from a High Arsenic Gold Ore in GansuYANG Julong,GUO YanhuaQNorthxvest Research Institute o f Mining and Metallurgy,Baiyin730900,Gansu,China#Abstract:A gold mine in Gansu province belongs to lead,zinc,gold and silver polymetallic ore with high arsenic content,and there are many kinds of useful minerals.On the basis of the study on the properties of raw ore,the experimental study on different process schemes has been carried out.Based on the comprehensive analysis of the technical indicators and advantages and disadvantages of various schemes, the test scheme of preferential separation of lead-zinc-sulfur bulk flotation-zinc-sulfur separation process was determined.On the basis of the optimum conditions,the final closed-circuit test can obtain lead concentrate with Pb grade of47.71%,Pb recovery of71.45%,associated Au grade of16.50g/t,Au recovery of 8.82%,associated Ag grade of3561g/1,Ag recovery of72.62%and zinc concentrate with Zn grade of 40.42%Zn:ecove:y of48.07%and gold concent:ate with Au g:ade of30.86g/t Au:ecove:y of 84.01%.The product structure of this scheme is reasonable,and valuable metals such as lead,zinc,gold andsilverwerewe l recovered.Keywords:high-arsenic;lead sulfide;gold;flotation据统计,中国脉金矿中低品位和含复杂硫化物的金矿资源,金高神硫化矿,不仅资源,而且金品位较高,在黄金资源中占有很大的比例。
西藏某含高砷锑金矿石浮选回收锑金试验研究

毒砂 为 主要 含砷 矿 物 , 矿石 中分 布不 均 匀 , 在 以 星散 状 、 团块 状分 布 , 多数 交 代 黄铁 矿 。 毒砂 的含 量 高于 黄铁 矿和 辉锑 矿 , 且分 布广 , 锑 、 矿 物 的选 别 对 金 有 着 较大 的影 响 。
5 0% ¨ 。含 高砷 锑金 矿石 一 般 属难 选 矿 石 , 要 是 主 锑 精矿 中含 砷难 以达 到产 品 品级要 求 , 而且 金 分散 于
收 稿 日期 :01 —1 —2 2 0 2 7
作者简介 : 徐
・ “+ + ”+ ”+ +
彪(96 )男 , 宁朝 阳人, 士研究生 , 究方 向: 物 加工 ; 18 ~ , 辽 硕 研 矿 西安 市 雁塔 路 1 3号 , 安 建 筑科 技 大学 30信 箱 ,10 5 西 7 7 0 5
”+ ”+ ”+ “+ 一+ ”+ ”+ ”+ ”+ + ”+ “+ “+ ”+ ”+ ”+ “+ ” + + “+ 一+ ”+ ”+ ”— ”十 - “+ 一+ 一+ “+ “十 一 - . 4-.十 一 + -— ”— -”+ 。 + ”+ “— *+ *+ — ”— “+ ・
E p rme tl t d i Ho tt n f ra c ran g I-i e r o ti ig la n Jl r vn e xe i na u y Ol s aai o e ti od s v r o e c n ann d i in p o ic o l e i
态 分析 结果 分别 见表 2 表 3 主要 金属 矿 物粒度 分 析 、 ,
结 果见 表 4 。
表 1 原 矿 化 学 多 元 素 分 析 结 果
该试 验采 用优 先 浮选 锑 、 尾 矿 中 回收金 的工 艺 从
提高含砷锑微细粒金矿选矿回收率的生产实践

摘 要 : 甘肃某含砷锑微细粒浸染型金矿石原有的选矿工 艺流程为单 一浮选 , 选矿 回收率仅 6 5 . 2 1 %。生产实践 中 , 通
过增 加 重选 , 有 效 地 回 收 了矿 石 中 的颗 粒 金 矿 物 , 重 选 回 收率 5 . 8 1 %; 在 磨 矿 分 级 回路 中增 加 了 闪速 浮 选 , 有 效 避 免 了 部 分 有
5 . 8 l % .W e a dd e d t h e la f s h fo t a t i o n i n g r i n d i n g — c l a s s i ic f a t i o n c i r c ui t a nd t h e o v e r g r i n di n g o f mi n e r a l s i s a v o i d e d
分点 , 较 大 程度 地 提 高 了 资源 利 用 率 , 经 济效 益 显 著 。
关键词 : 难处理金矿 ; 选矿 ; 联合工艺
中图 分 类 号 : T D 9 5 3 ; T D 9 2 3
文 献 标 志码 : A
文章 编 号 : 1 6 7 1 — 9 4 9 2 ( 2 0 1 7 ) 0 4 - 0 0 4 8 - 0 4
s e p e r a t i o n, a nd t he r e c o v e r y r a t e wa s 68 .1 3% . Fl o t a t i o n t a i l i n g s a r e l e a c he d b y e n v i r o n me n t a l p r o t e c t i o n a g e n t g o l d
含金砷硫精矿回收金的工艺研究的开题报告

含金砷硫精矿回收金的工艺研究的开题报告一、选题背景和意义含金砷硫精矿是一种金、砷、硫元素集中的矿石,在金属冶炼过程中具有重要作用。
目前,含金砷硫精矿的回收率相对较低,仅有30-40%左右,还有相当多的金等有价元素未能回收。
因此,开展含金砷硫精矿回收金的工艺研究具有重要的理论和实践意义。
二、研究目的和内容研究目的:探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施,提高金及其他有价元素的回收率,降低生产成本,提高经济效益。
研究内容:1. 前期调查:了解现有含金砷硫精矿回收金的工艺技术、回收效率及存在问题。
2. 实验研究:通过实验方法,探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施,主要包括氰化法、硫化浮选法、化学浸出法等。
3. 工艺流程研究:根据实验数据,建立含金砷硫精矿回收金的工艺流程。
4. 经济效益分析:对比现有工艺和优化后的工艺流程,进行经济效益分析,包括总成本、总回收率、单价金属成本等指标的分析。
三、预期成果及创新点预期成果:1. 建立含金砷硫精矿回收金的工艺流程。
2. 优化含金砷硫精矿回收金的工艺技术,提高金及其他有价元素的回收率。
3. 经济效益分析:比较现有工艺和新工艺的经济效益,分析单价金属成本、总成本等指标。
创新点:1. 在现有含金砷硫精矿回收金的基础上,探究新的回收工艺,并对技术进行优化和改进。
2. 经过对比分析,提出较为优化的工艺流程,提高金及其他有价元素的回收率。
3. 系统分析新工艺的经济效益,对现有生产模式进行优化升级。
四、研究方法1. 调查研究法:通过查阅图书馆资料、互联网资料等,了解含金砷硫精矿回收金的工艺技术、回收效率等相关信息。
2. 实验研究法:通过实验方法,探究含金砷硫精矿回收金的工艺优化措施,主要包括氰化法、硫化浮选法、化学浸出法等。
3. 系统分析法:利用理论模型研究含金砷硫精矿回收金的工艺流程,分析其经济效益。
五、研究计划及进度安排研究计划:1. 第一年:进行前期资料调研,了解含金砷硫精矿回收金的现状,制定实验计划。
提高某金矿浮选回收率的试验研究

湖 南有 色金属
HUNAN NONFE RROUS M ET AL S
第2 8卷 第 3期 21 0 2年 6月
提高 某金矿浮选 回收 率的试验研究
潘 炳 , 王奉 刚 , 肖松文
( 长沙矿 冶研究 院有 限责任公 司, 湖南 长 沙 40 1 ) 10 2
摘
要: 针对某金 矿浮选 回收率低 的问题 , 开展了浮选工艺条 件优化试 验研究 , 确定 了最佳 工艺条
收稿 日期 :0 2—0 21 3—2 0
Ex rm e a t d n m p o i heFl t to c v r t n l i e pe i nt lS u y o I r v ng t o a i n Re o e y Ra ei a Go d M n PA N ng, AN Fe g g ng, AO n — n Bi W G n — a XI So g we
1 0
湖 南有 色金属
第2 8卷
从 图 3及 表 5试 验 结 果 可 知 , 基 黄 药 与 Y 9 丁 8 用 量相 同 时 , 回收率 相近 , 金 而金 品位 丁基 黄药 用 药 效果 明 显 优 于 Y 9 因 此 选 择 丁 基 黄 药 做 捕 收 剂 。 8, 此外 , 丁基 黄 药 与 丁铵 黑 药 混合 用 药 效 果优 于 丁 基
水 瓣 回 \
∞ 明
跎∞
碳酸 钠 / g
图 2 碳 酸 钠用 量试验 结果
由图 2结果 可知 , 在试 验 用量 范 围下 , 着碳 酸 随 钠 用 量 的增 加 , 精 矿金 品位 与 回收率 都 呈 增 加 趋 粗 势 , 增加 幅度 较小 , 但 综合 考 虑 , 酸钠 用 量 以 200 碳 0 gt / 为最好 , 此时金 回收率 8 .3 金 品位 l .4 t 28 %, 9 3 。
某高硫含砷难处理金矿选冶试验研究

某高硫含砷难处理金矿选冶试验研究收稿日期:2023-09-08;修回日期:2023-10-11作者简介:李建华(1984—),男,高级工程师,从事有色金属开发利用及矿山管理工作;E mail:lijianhua129@126.com 通信作者:孙小俊(1984—),女,高级工程师,从事有色金属开发利用工作;E mail:sxj547636@126.com李建华,孙小俊(大冶有色金属集团控股有限公司)摘要:针对某金矿中硫、砷含量过高且易泥化导致金回收率低的问题,采用阶段磨矿阶段浮选—浮选尾矿非氰浸出工艺流程开展试验研究。
研究结果表明:在一段磨矿细度-0.074mm占75.6%、二段磨矿细度-0.043mm占78.1%,酸化水玻璃用量为1650g/t,硫酸铜用量为350g/t,丁基黄药+丁铵黑药用量为(240+96)g/t,松醇油用量为160g/t的条件下进行浮选试验,浮选尾矿采用非氰浸出剂进行非氰浸出,最终获得了浮选金精矿金回收率84.40%,浮选尾矿金浸出率10.52%,总金回收率94.92%的回收指标。
研究结果对开发该类金矿资源具有重要指导意义。
关键词:难处理金矿;含硫;含砷;非氰浸出剂;黏土矿物 中图分类号:TD952 文章编号:1001-1277(2024)02-0051-06文献标志码:Adoi:10.11792/hj20240211引 言金是一种被广泛应用的贵金属,具有优越的物理化学性质,因此在货币、保值物、珠宝装饰及现代高新技术产业中得到广泛使用。
然而,随着金矿的不断开采,易处理金矿资源逐渐减少,难处理金矿成为黄金行业生产的主原料[1]。
矿石工艺矿物学特性是决定金矿石可利用性、确定选别工艺、提高金回收率的关键因素[2-3]。
温利刚等[4]对胶东某矿区蚀变岩型低品位微细粒金矿和柴达木盆地某矿区蚀变岩型金矿进行工艺矿物学研究,为金矿回收工艺研究提供理论指导。
王振等[5]总结了硫化型金矿浮选技术的主要研究进展,指出黏土矿物会恶化浮选环境,是影响金浮选指标的重要因素。
某含金矿石选矿试验研究

原 矿化 学 多元素 分析 结 果
竺 兰 ! 竺 垒 些 竺 !
O . 4 9 1 . 9 O
含量 3 . 3 2 2 . 7 8 0 . 6 5 0 . 6 1 0 . 0 1 5 0 . 0 1 1 0 . 0 1 9 4 . 2 7 0 . 0 8 8 0 . 0 0 4 2 6 7 . 2 3 1 2 . 1 O 0 . 5 4 1 . 5 3
2 0 1 3年增 刊
d o i : 1 0 . 3 9 6 9 0 . i s s n . 1 6 7 1 - 9 4 9 2 . 2 0 1 3 . z 1 . 0 3 5
有 色金 属( 选矿部 分)
・ 1 3 9 ・
某含金矿石选矿试验研究
陈 俊 ,毛 婷 ,邹 尚 ,王 莎
小于 5 m 粒 度 包 裹 于 脉 石 中 的 金 难 以 回收 。从
自然金单独沿矿石的裂隙充填 ,这部分金的粒 度 较粗 ,通 常为 8 0 ~ 1 0 0 m。 自然金 与硫 化 物构 成 块状体沿矿石裂 隙充填 ,金 的粒度为 4 0 ~ 6 0 m , 自 然金与硫化物一起构成细粒状 、星点状群体嵌布 在脉石 中 ,金 的粒度小 于 2 0 m, 自然金呈球 粒
矿 石 。一般 采用 浮选 和焙 烧工 艺 处理 该类 矿 石 。 因 此 ,选 矿 回 收 载金 矿 物 是 处 理 该 种 矿 石 的 重 要 环
表 1
1 矿 石 性 质
1 . 1 矿石 的化 学 组成
原矿化学多元素分析结果和金的赋存状态化学
物 相分 析结 果见 表 1 和表 2 。 1 . 2 矿石 中金 的赋 存状 态及 嵌布 特征
1 2 0 . 2 0 d t 、回收率 9 0 . 6 9 %的金精矿 。结果表 明, 该金矿石中的绝大部分金适合用浮选法进行 回收。
提高某金矿选矿回收率的试验研究

矿为金的主要载金矿物 。该矿采用黄药与丁胺黑药 作捕收剂浮选黄铁矿回收金的工艺。使用一粗二精 二扫的流程选金 . 取得了较好的经济效益 . 在原矿含 金 4 O/的情况下 . .g 1 t 经选矿可得含金 15/ 金回收 0g、 t
金属硫化矿是主要伴生有益成分 。其中又以黄铁矿 为主 ; 脉石矿物 以石英 为主 . 次为方解石 、 其 白云石、
试验. 考察工艺条件对金浮选的影响 。 利用新型黄金 捕收剂, 并采用多段加药来强化载金矿物的浮选 , 成 功解决了以上问题, 取得了较好 的效果。
1 矿石性质
1 矿石 的化学 成分 . 1
2 选矿试验研究
试验主要通过优化选金的工艺条件及采用新的 药剂制度来提高金精矿的质量和回收率。
为了确定金矿物及金矿物的载体矿物浮选适宜 的矿浆 p H值 , 进行了矿浆 p H值试验。探索性试验 结果表 明, 采用石灰作矿浆 p H值调整剂 , 即使石灰
1 矿石 结构及 主要 矿物 特征 . 2
矿石多为它形粒状 结构 .少数为半 自形一 形 自
收稿 日期:0 6 0 — 2 2 0 — 5 1 基金项 目:全国高等学校 优秀青年教师教学 科研奖励计划 资助 (0 2 )平 全国优 秀博士 学位论文作 者专项 资金资助项 目 ( 号 20 年 ¨ 编
维普资讯
第 2 卷 第 3划 O
20 年 9月 06
参有毛 唐
Ja g i neru tl in x fr sMeas No o
Vo . , . 1 No3 20
Se 2 0 p. 0 6
文章编 号 :052 1( 0)302—3 10—72 06 — 010 2 0
文献标识码 : B
0 引 言
提高含砷锑金精矿氰化回收率的试验研究

( i hig G l Mieo h oi Mi n d sr o , t ,Z a y a , h n o g2 5 0 C i ) Jn i od n f a j n g I u t C . Ld h o u n S a d n 6 4 0, hn cl n Z n i n y a
果 见表 1精 矿粒级 筛析结 果列 于表 2 , 。
Ab t a t:T e e p rme t lsu y we e c rid o tt mp o e te g l y ndain r c v r fa sr c h x ei n a t d r a re u o i r v h o d c a i t e o ey o n o
Su yo mpoigGodC aiainR cvr f nArei-a t n td nI rvn l ynd t eoeyo snc ni y-baigGo o cnrts o a mo er l C netae n d
B e g—l IF n i n,F NG Y E u—h a,Y NG G a g —J ,e a. u A un t 1
a s nc — a tmo y— b a n od c n e tae . S me p o r m swee r s a c e o o tmie e p r— re i ni n e t g g l o c n r t s o r g a r e e r h d t p i z x e i t
金 氰 化 回收 率 达 到 9 .8 。 37 %
关
键
词 : 砷 锑 金 精 矿 ; 回 收率 ; 物 氧化 ; 烧 氧 化 ; 化 浸 出 含 金 生 焙 氰
中 图分 类 号 :F 4 . ;F 3 文 献 标 识 码 : 文 章 编 号 : O 一07 (0 0 0 0 3 T 06 2 T 8 1 B l t 0 6 2 1 )5— 0 2一o O 5
高砷低品位金矿提金实验研究

高砷低品位金矿提金实验研究
随着世界黄金需求的不断增加,黄金生产技术的发展,高品位易选冶的金矿资源越来越少,从而低品位难处理金矿成为目前开采的主要对象。
针对四川某典型的高砷难处理金矿资源,通过对矿物的成分及物相分析,得出该金矿中的金主要以显微金和包裹金为主,砷含量高等特点,得出该金矿为难选冶处理矿,传统的选冶工艺金回收率很低。
因此,必须通过化学选矿,预氧化处理,使金富集然后再浸金。
该矿物金的品味为2.29g/t,处理的难点主要是显微金,砷含量过高,影响金的提取,因此在提
金和除砷两方面做了重点的研究探索,最终确定了固化焙烧-助浸剂氰化的方案。
该实验采用了氧化钙为固剂焙烧的预处理和以过氧化钙为助浸剂的氰化工艺,氧化钙可以有效的使矿物中的砷、硫等保留在焙砂中;加过氧化钙可以提高氰化反应速率,提高氰化浸出率。
在选冶工艺确定后,对实验条件进行了研究,通过对磨矿细度、焙烧时间、焙烧温度和固剂用量等焙烧条件试验;对浸出剂用量、浸出时间、液固比和助浸剂用量等浸出条件实验;浸出液活性炭吸附条件实验,最终确定较为适宜的工艺参数。
焙烧-浸出的最佳工艺条件为磨矿细度为-200目90%,焙烧时间为4小时,焙烧固砷固硫剂为氧化钙,其用量为10kg/t,焙烧温度为500℃;浸出时间为24小时,氰化物用量为2kg/t,助浸剂为CaO2,其用量为1.5kg/t,矿浆液固比为1.5:1;活性炭吸附时间为10小时,活性炭用量为4kg/m3,在该条件下,马脑壳金矿的浸金率可以达到83.75%,金的总回收率为78.75%,达到实验要求。
实验及综合分析表明,本文提出的加固剂氧化钙焙烧-加助浸剂过氧化钙氰化提金工艺在进一步扩大实验后,可以指导工业生产。
内蒙某含砷微细粒金矿石选矿试验研究

PENG Gu i — x i o n g,HE Ha i — t a o
( N o a h w e s t R e s e a r c h I n s t i t u t e o f Mi n i n g a n d Me t a l l u r g y , B a i y i n 7 3 0 9 0 0,C h i n a )
选尾矿重选等工艺流程的对 比。最终确定采用浮选
+浮尾 氰 化 联 合 工 艺 流程 。即 在 自然 p H( p H: 6~
7 ) 条件下 , 将原矿磨至 8 0 %- 2 0 0目, 经三次粗选 , 一 次 扫选 , 三 次 精 选 的流 程 方 案 , 添加 调 整 剂 碳 酸 氢
第3 5卷第 6期 2 0 1 3年 l 2月
甘
肃
Hale Waihona Puke 冶金 Vo l _ 3 5 N o . 6 D e c . , 2 0 1 3
GANS U METAL LURGY
文章编 号 : 1 6 7 2 4 4 6 1 ( 2 0 1 3 ) 0 6 - 0 0 0 7 - 0 4
内蒙 某含 砷 微 细粒 金 矿 石 选 矿试 验 研 究
资源越来越少 , 含砷 、 微细粒等难以采用单工艺技术
加 工利 用 的金矿 资源 日渐 成 为我 国金 矿开 发 的主要 资源 , 从 而 难选金 矿 成 了 中 国黄 金 生 产企 业 如 何 降 低 成本 , 提 高其 开发 利用 的难 题 , 因此对 此 类金 矿 高 效、 合理 的开发利 用 进行研 究 有着 重大 的 意义 。 本 次研 究试 验 矿 样 取 自内蒙 某 金 矿 , 该 金 矿 具 有 矿石 赋存 状态 复杂 , 嵌 布粒 度细 且不 均匀 , 各 矿物 间嵌 布关 系 密切 、 含砷 含硫 高等 特 点 。金 赋 存 状 态
- 1、下载文档前请自行甄别文档内容的完整性,平台不提供额外的编辑、内容补充、找答案等附加服务。
- 2、"仅部分预览"的文档,不可在线预览部分如存在完整性等问题,可反馈申请退款(可完整预览的文档不适用该条件!)。
- 3、如文档侵犯您的权益,请联系客服反馈,我们会尽快为您处理(人工客服工作时间:9:00-18:30)。
矿石中砷含量较高, 即使直接氰化, 浸出矿浆中 也会有 85mg/ L 左右的较高质量浓度的砷, 氰化尾液 必须经过除砷和除氰处理, 才能排放。预氧化提金完 成后, 矿浆中砷质量浓度为 155mg/ L, 氰质量浓度为 500mg/ L。 在 两 种 矿 浆 中 分 别 加 入 5kg/ m3 的 Ca( ClO ) 2和 4kg/ m3 的 Fe2 ( SO4 ) 3, 在搅拌槽中分别除 氰和除砷, 溶液中氰化物和砷的质量浓度都可以降至 0. 5mg/ L 以下, 达到环保要求。
34 选 矿 与 冶 炼
黄金 GOLD
2005 年第 1 期/ 第 26 卷
某含砷金矿石提高回收率研究
孟宇群1 , 代淑娟2, 宿少玲1
( 11 中国科学院金属研究所; 21 沈阳有色金属研究院)
摘要: 采用塔式磨浸机细磨和碱浸预处理工艺, 在磨矿细度- 400 目粒级质 量分数为 95% ,
40% 的矿浆浓度和 8. 5 e 的环境温度下, 使用 NaOH 和 CaO 对砷质量分数为 2% 的金矿石碱浸预处
36 选 矿 与 冶 炼
黄金
从 10. 5h 开始补加, 矿浆温度同时也缓慢下降并保持 在 46. 5 e 的水平。预氧化 10. 5~ 13. 5h 和 13. 5~ 15h, 吨 矿 消 耗 CaO 的 速 率 分 别 为 2. 2kg/ h 和 6. 7kg/ h。预氧化 15~ 16h, 未补加 CaO。预氧化 16h, 合计消耗 NaOH 为 45kg/ t, CaO 为 20kg/ t 。 3. 3 金的回收
程。它既是一个高效细磨机, 同时也是一个活化器, 并且还可以成为一个预浸出器、预氧化器[ 1~ 3] 或预浮
选器[ 4] 。
比磨矿细度- 200 质量分数为 85% 时提高了 11 个百
在- 200 目质量分数为 95% 和- 400 目质量分数
分点。
表 4 磨矿细度试验
为 95% 的磨矿细度下, 进行了常温常压强化 碱浸预 处理研究。通过碱浸使砷硫矿物氧化并进一步转化
表 5 强化碱 浸预处理结果
预氧化 时间 /h
8 16 24
w ( - 200 目) 95%
NaOH
CaO 耗量
砷氧化率
24h 氰化尾 硫氧化率
耗量
渣金品位
/ ( kg#t- 1) / % / ( kg#t- 1)
/% / ( g#t - 1)
金浸出 率/ %
45
65. 5
11. 3
பைடு நூலகம்
1. 6
90. 2
理 16h, 金的氰化浸出率从细磨碱浸前的 75. 6% 提高到 93. 3% 。细磨和碱浸预处理成本大约 126
元/ t。采用该技术对 50t/ d 规模的某黄金冶炼厂进行改造, 每年可以多回收黄金 43. 5kg, 3 个半月
收回细磨和预处理系统的设备投资。
关键词: 含砷金矿石; 细磨; 碱浸预处理; 提高回收率
理工艺满足含砷金矿石的矿物学解离要求, 并获得高 的金回收率。通过技术经济的综合比较, 在- 400 目 质量分数为 95% 的磨矿细度下预氧化 16h 的金回收 结果最优。
图 2 给出了强化碱浸预处理过程中 NaOH 和 CaO 的消耗动力学以及矿浆温度的变化情况。图 2 结果 显示, 因碱浸反应放热使矿浆温度迅速上升。强化碱 浸 1. 5h, 矿浆温度从初始的 8. 5 e 上升至 51 e 的峰值 点, 吨矿耗碱速率同期也最高, 约 15kg/ h。预氧化1. 5 ~ 4h, 矿浆温度保持在 50 e 的水平, 同期吨矿平均耗 碱速率为 5. 6kg/ h。碱浸 4. 5~ 8h, 矿浆温度 略有下 降并保持在 48 e 的水平。预氧化 8h 后, 改用 CaO 并
接氰化浸出考察。试验结果如表 4 所示。随着磨矿 机细磨活化后, 矿物的热稳定性降低, 耐酸耐碱程度
细度的提高, 金浸出率有增加的趋势。在上述三种磨 矿细 度 下 氰 化 24h, 金 的 浸 出 率 分 别 为 75. 6% ,
减弱, 溶解性、活性、反应速度等提高, 使砷硫矿物在 高温高压下才能发生的氧化反应能够在常温常压下
图 2 NaOH、CaO 消耗动力学和矿浆温度的变化
3. 5 经济评估 采用 50t / d 细磨能力的塔式磨浸机将矿石的磨
矿细度从现有生产的- 200 目为 85% 提高到- 400 目
为 95% , 磨矿分级成本为 15 元/ t。碱浸预氧化 16h, 搅拌和通气电耗 27 元/ t, NaOH 和 CaO 的消耗成本为 84 元/ t, 细磨和碱浸预处理共增加成本 126 元/ t。由 于氰化等后续作业的提金成本与环境排放控制成本 和采用直接氰化方法的相同, 所以, 采用细磨分级和 强化碱浸预氧化系统后, 增加的生产成本不变。需增 加的设备有塔式磨浸机、旋流器、预氧化搅拌槽和风 机, 投资约 90 万元。
中图分类号: TF111. 3
文献标识码 : B
文章编号: 1001- 1277( 2005) 01- 0034- 03
某黄金冶炼厂采用炭浆工艺处理含砷含碳多金
属硫化物金矿石。因矿石成分复杂, 且含砷较高, 多 年来金的氰化浸出率一直徘徊在 75% ~ 77% 左右, 资源利用率低。为了进一步提高经济效益, 采用塔式 磨浸机细磨和碱性常温常压预处理工艺[ 1~ 3] , 对生产 矿石开展了提高金回收率研究, 为生产改造提供技术 方案。
20
77. 0
17. 6
1. 4
91. 5
50
85. 5
21. 8
1. 3
92. 1
NaOH 耗量/ ( kg#t- 1)
45
w ( - 400 目) 95%
CaO 耗量/ ( kg#t- 1)
24h 氰化尾 砷氧化率 硫氧化率
渣金品位
/%
/%
/ ( g#t - 1)
金浸出 率/ %
73. 0
13. 2
77. 4% , 86. 6% 。- 200 目质量分数小于 95% 磨矿细 发生。因此, 塔 式磨浸机能强化 并加快某些化 学过
度的金浸出率仅比- 200 目质量分数小于 85% 磨矿 细度的 金浸出率 略有提高; 但 当磨矿细度 达到 - 400 目质量分数为 95% 时, 金的浸出率提 高显著,
3. 1 细磨直接氰化 在- 200 目质量分数为 85% , 95% , - 400 目质量
暴露在水和空气中的氧化反应半反应期达 24 000d, 自然氧化动力学非常缓慢。在相同条件下, 毒砂的氧
分数为 95% 三种磨矿细度条件下, 对矿石进行了直 化分解速度约比黄铁矿高 4. 5 倍。但经过塔式磨浸
基本试验条件, 如表 1~ 3 所示。
表 1 磨矿条件
< 3mm 金矿石 / kg
用水 /L
环境温度 环境压力 矿浆浓度
/e
/ MPa
/%
3
3
8. 5
0. 1
50
表 2 强化碱浸条件
调浆补水 矿浆浓度 环境温度 环境压力 空气流量
矿浆 pH
/L
/%
/e
/ MPa / ( m3. h- 1)
1. 5
40
1 矿石性质
矿石属多金属高砷硫化物类型, 成分复杂。矿石 中: Au 16. 4g/ t, Ag 16g/ t , As 2. 0% , S 10. 7% , C 0. 3% , Fe 6. 5% , Pb 0. 15% , Zn 2. 8% , Cu 0. 1% 。 金属矿物主要有黄铁矿, 其次为闪锌矿、方铅矿、磁黄 铁矿、毒砂及部分黄铜矿, 偶见铜蓝和黝铜矿。非金 属矿物主要为石英、绢云母及少量的方解石。经碳含 量化验和岩矿光片镜下分析未发现石墨矿物, 碳元素 主要来源于碳酸盐。虽有少量有机碳, 但吸附能力不 强。
8. 5
0. 1 0. 3~ 0. 4 11
注: 没有预热和保温措施
收稿日期: 2004- 11- 02 作者简介: 孟宇群( 1967- ) , 男, 辽宁义县人, 博士, 高级工程师; 沈阳市沈河区文化路 72 号, 110016
2005 年第 1 期/ 第 26 卷
CaO 用量 / ( kg#t - 1)
磨矿细度
w ( - 200 目) 85% w ( - 200 目) 95% w ( - 400 目) 95%
24h 氰化尾渣 金品位/ ( g#t- 1)
4. 0 3. 7 2. 2
金的氰化浸出率 /%
75. 6 77. 4 86. 6
成砷酸盐( 铁、钙) 沉淀、硫酸钙、氢氧化铁和三氧化二 铁等不影响氰化浸出的物质, 使包裹在砷硫矿物中的 金化学解离, 从而获得满意的金回收率。预处理试验 结果如表 5 所示。
金主要呈独立的金矿物形式存在; 分为粒状和不 规则状; 主要以裂隙金、包体金、晶隙金分布于黄铁矿 的裂隙; 其次呈包体金、晶隙金包裹于黄铁矿和分布 于黄铁矿与石英的晶隙, 毒砂中也有部分包 裹金存 在; 金粒以细粒和微细粒为主, 多数分布在 0. 035~ 0. 002 5mm 之间。
2试验
2. 1 流程与设备 试验采用的工艺流程如图 1 所示。试验用的仪
而金的回收率从 75. 6% 提高到 93. 3% , 每吨矿 石可多回收黄金 2. 9g, 金价按 105 元/ g 计, 吨矿增加 产值 304. 5 元。与增加的生产成本抵扣, 吨矿增加效 益 178. 5 元。按 50t/ d 的生产能力计, 每天多回收黄 金 145g, 增加产值 15 525 元, 利润 8 925 元。每年生 产时间按 300d 计算, 年多回收黄金 43. 5kg, 增加产值 466 万元, 利润 268 万元, 3 个半月收回投资。