某含砷金矿石提高回收率研究

格式：pdf
大小：126.82 KB
文档页数：3

下载文档原格式

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３．８７４％。由此可知，为了保证金的回收率，金精矿中
３０３０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８５％
１矿石性质
２０１４年第１期／第３５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／％
５Ｏ～５５
含量／％
４～６
选虽然可以获得合格的金精矿，但金回收率不足７０％，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８０％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８６．２７％。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

磁选回收磁黄铁矿，磁尾矿再选硫。由于硫精矿
试样主要金属矿物有磁黄铁矿、铁矿和毒砂黄
Ｇａｚｏ，ｉｎｘ３１０ＣｈａｎｈｕＪａｇｉ４０，ｉ）０ｎ
Ａｂｔａｔｓｒｃ：Ｗｉｈｔｅｐｏｅｓｏｅｅｔｖｌｔｔｏｕｆｒａｄａｓｎｃａｄｔｅｇｅｉｅａａｉｎ，ｔｈｒｃｓｆｓｌｃｉｅｆｏａｉｎｓｌｎｒｅｉｎｈｎｍａｎｔｃｓｐｒｔｕｏｔｅｔｓｓｏｕｆｒ—ａｓｎｃｓｐｒｔｎｗｅｅｃｒｉｄｏｎａｉｉｏｉｉｎｏｅｒｃｏｙｇｌｒｈｅｔｆｓｌｕ — ｒｅｉｅａａｉｒａｒｅｎｉｃｄｃｃｎｄｔｓｆｒａｒｆａｔｒｏｄｏｅｏｏｃｎａｎｎｒｅｃａｄｈｉｈ —ｓｌｕ．Ｂｙｃｏｅ—ｃｒｕｔｅｐｒｍｅｔｉｈ— ｑａｉｕｆｒｃｎｅ — ｏｔｉｉｇａｓｎｉｎｇｕｆｒｌｓｉｃｉｘｅｉｎ．ｈｇｕｌｙｓｌｕｏｃｎｔｔａｅａｄｒｅｉｃｎｅｔａｅｃｎａｎｎｏｄｒｔｎａｓｎｃｏｃｎｒｔｏｔｉｉｇｇｌｗｅｅｏｔｉｅｒｓｃｉｅｙ，ａｄｓｌｕｎｒｅｉｒｂａｎｄｅｐｅｔｌｖｎｕｆｒａｄａｓｎｃｗｅｅｓｐａａｅｆｅｔｖｌ．Ａｔｔｅｓｍｅｔｍｅ，ｔｅｒｃｖｒｆｇｌｓｉｒｖｄ．ｒｅｒｔｄｅｆｃｉｅｙｈａｉｈｅｏｅｏｏｄｗａｍｐｏｅｙＫｅｒｓ：ｓｌｙｗｏｄｕｆｕｒ—ａｓｎｃｓｐｒｔｎ；ｓｌｃｉｅｆｏａｉｎ；ｄｐｅｓｎ；ｇｌｒｏｔｉｉｇａｓｎｉｒｅｉｅａａｉｏｅｅｔｖｌｔｔｏｅｒｓａｔｏｄｏｅｃｎａｎｎｒｅｃ

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。
９６
李贤
杨
备等：某微细粒合砷金矿石选矿试验
２０１３年１０月第１Ｏ期
表５石灰与ＡＣ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
ＡｕＡｓ
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，ＢＫ．３０１、Ｍａｃ．１２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。
５０％ ¨ 。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 —２２０２７
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１３号，安建筑科技大学３０信箱，１０５西７７０５
”＋ ”＋ ”＋ “＋一＋ ”＋ ”＋ ”＋ ”＋＋ ”＋ “＋ “＋ ”＋ ”＋ ”＋ “＋ ” ＋＋ “＋一＋ ”＋ ”＋ ”— ”十－ “＋一＋一＋ “＋ “十一－．４－．十一＋－— ”— －”＋。＋ ”＋ “— ＊＋＊＋ — ”— “＋・
ＥｐｒｍｅｔｌｔｄｉＨｏｔｔｎｆｒａｃｒａｎｇＩ－ｉｅｒｏｔｉｉｇｌａｎＪｌｒｖｎｅｘｅｉｎａｕｙＯｌｓａａｉｏｅｔｉｏｄｓｖｒｏｅｃｎａｎｎｄｉｉｎｐｏｉｃｏｌｅｉ
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

（招金矿业股份有限公司，山东招远２６５４００）
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６５．２１％。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５．８１％；在磨矿分级回路中增加了闪速浮选，有效避免了部分有
５．８ｌ％．Ｗｅａｄｄｅｄｔｈｅｌａｆｓｈｆｏｔａｔｉｏｎｉｎｇｒｉｎｄｉｎｇ — ｃｌａｓｓｉｉｃｆａｔｉｏｎｃｉｒｃｕｉｔａｎｄｔｈｅｏｖｅｒｇｒｉｎｄｉｎｇｏｆｍｉｎｅｒａｌｓｉｓａｖｏｉｄｅｄ
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：ＴＤ９５３；ＴＤ９２３
文献标志码：Ａ
文章编号：１６７１ — ９４９２（２０１７）０４－００４８－０４
ｓｅｐｅｒａｔｉｏｎ，ａｎｄｔｈｅｒｅｃｏｖｅｒｙｒａｔｅｗａｓ６８．１３％．Ｆｌｏｔａｔｉｏｎｔａｉｌｉｎｇｓａｒｅｌｅａｃｈｅｄｂｙｅｎｖｉｒｏｎｍｅｎｔａｌｐｒｏｔｅｃｔｉｏｎａｇｅｎｔｇｏｌｄ

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

８
湖南有色金属
ＨＵＮＡＮＮＯＮＦＥＲＲＯＵＳＭＥＴＡＬＳ
第２８卷第３期２１０２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４０１）１０２
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：０２—０２１３—２０
ＥｘｒｍｅａｔｄｎｍｐｏｉｈｅＦｌｔｔｏｃｖｒｔｎｌｉｅｐｅｉｎｔｌＳｕｙｏＩｒｖｎｇｔｏａｉｎＲｅｏｅｙＲａｅｉａＧｏｄＭｎＰＡＮｎｇ，ＡＮＦｅｇｇｎｇ，ＡＯｎ — ｎＢｉＷＧｎ — ａＸＩＳｏｇｗｅ
１０
湖南有色金属
第２８卷
从图３及表５试验结果可知，基黄药与Ｙ９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Ｙ９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０ｇｔ／为最好，此时金回收率８．３金品位ｌ．４ｔ２８％，９３。

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；Ｅｍａｉｌ：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；Ｅｍａｉｌ：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．４９１．９Ｏ
含量３．３２２．７８０．６５０．６１０．０１５０．０１１０．０１９４．２７０．０８８０．００４２６７．２３１２．１Ｏ０．５４１．５３
２０１３年增刊
ｄｏｉ：１０．３９６９０．ｉｓｓｎ．１６７１－９４９２．２０１３．ｚ１．０３５
有色金属（选矿部分）
・１３９・
某含金矿石选矿试验研究
陈俊，毛婷，邹尚，王莎
小于５ｍ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８０～１００ｍ。自然金与硫化物构成块状体沿矿石裂隙充填，金的粒度为４０～６０ｍ，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２０ｍ，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
１２０．２０ｄｔ、回收率９０．６９％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４Ｏ／的情况下．．ｇ１ｔ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ｐＨ值，进行了矿浆ｐＨ值试验。探索性试验结果表明，采用石灰作矿浆ｐＨ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：０６０ — ２２０ — ５１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（０２）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
ＪａｇｉｎｅｒｕｔｌｉｎｘｆｒｓＭｅａｓＮｏｏ
Ｖｏ．，．１Ｎｏ３２０
Ｓｅ２０ｐ．０６
文章编号：０５２１（０）３０２—３１０—７２０６ — ０１０２０
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

（ｉｈｉｇＧｌＭｉｅｏｈｏｉＭｉｎｄｓｒｏ，ｔ，Ｚａｙａ，ｈｎｏｇ２５０Ｃｉ）ＪｎｉｏｄｎｆａｊｎｇＩｕｔＣ．ＬｄｈｏｕｎＳａｄｎ６４０，ｈｎｃｌｎＺｎｉｎｙａ
果见表１精矿粒级筛析结果列于表２，。
Ａｂｔａｔ：Ｔｅｅｐｒｍｅｔｌｓｕｙｗｅｅｃｒｉｄｏｔｔｍｐｏｅｔｅｇｌｙｎｄａｉｎｒｃｖｒｆａｓｒｃｈｘｅｉｎａｔｄｒａｒｅｕｏｉｒｖｈｏｄｃａｉｔｅｏｅｙｏｎｏ
ＳｕｙｏｍｐｏｉｇＧｏｄＣａｉａｉｎＲｃｖｒｆｎＡｒｅｉ－ａｔｎｔｄｎＩｒｖｎｌｙｎｄｔｅｏｅｙｏｓｎｃｎｉｙ－ｂａｉｇＧｏｏｃｎｒｔｓｏａｍｏｅｒｌＣｎｅｔａｅｎｄ
Ｂｅｇ—ｌＩＦｎｉｎ，ＦＮＧＹＥｕ—ｈａ，ＹＮＧＧａｇ —Ｊ，ｅａ．ｕＡｕｎｔ１
ａｓｎｃ — ａｔｍｏｙ— ｂａｎｏｄｃｎｅｔａｅ．Ｓｍｅｐｏｒｍｓｗｅｅｒｓａｃｅｏｏｔｍｉｅｅｐｒ— ｒｅｉｎｉｎｅｔｇｇｌｏｃｎｒｔｓｏｒｇａｒｅｅｒｈｄｔｐｉｚｘｅｉｔ
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：Ｆ４．；Ｆ３文献标识码：文章编号：Ｏ一０７（００００３Ｔ０６２Ｔ８１Ｂｌｔ０６２１）５— ０２一ｏＯ５

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

ｄｉｓｓｅｍｉｎａｔｅｄＧｏｌｄＯｒｅｓｉｎＩｎｎｅｒＭｏｎｇｏｌｉａ
ＰＥＮＧＧｕｉ — ｘｉｏｎｇ，ＨＥＨａｉ — ｔａｏ
（ＮｏａｈｗｅｓｔＲｅｓｅａｒｃｈＩｎｓｔｉｔｕｔｅｏｆＭｉｎｉｎｇａｎｄＭｅｔａｌｌｕｒｇｙ，Ｂａｉｙｉｎ７３０９００，Ｃｈｉｎａ）
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ｐＨ（ｐＨ：６～
７）条件下，将原矿磨至８０％－２００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３５卷第６期２０１３年ｌ２月
甘
肃
Hale Waihona Puke 冶金Ｖｏｌ＿３５Ｎｏ．６Ｄｅｃ．，２０１３
ＧＡＮＳＵＭＥＴＡＬＬＵＲＧＹ
文章编号：１６７２４４６１（２０１３）０６－０００７－０４
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)。

预氧化结束后, 先按 10kg/ t 的量往矿浆中加入 CaO 进行调浆, 然后按 4kg/ t 和 15g/ L 的量分别加入 NaCN 和活性炭, 浸出和吸附 24h, 金的氰化浸出率为 93. 3% , 金的吸附率为 99. 4% 。 3. 4 环境控制
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。