某含砷、锑及有机碳难处理金矿石浮选工艺改造生产实践

为了提高某金矿选矿厂的生产能力和金回收率,对选矿厂处理能力和工艺存在的问题进行调研,确定合理的扩能改造和工艺优化方案.通过部分设备的更新换代以及磨浮工艺的优化,改造后选矿厂设备运转率由85.35％提高至95.90％,处理能力由782t/d提高至1715t/d,电能消耗由39.73kw·h/t降低至31.36kw·h/t,磨矿细度-0.074mm由68.91％提高至83.22％,金浮选回收率由77.41％提高至80.94％,指标较好,显著提高了金矿资源的利用率和企业的经济效益.

难处理金矿石加石灰法焙烧时，所得焙砂含有一定量的硫化钙。研究了用多硫化物溶液直接浸出焙砂中的金，考察了温度、时间、ｓ＾０／ｎａ２ｓ分子比，硫化钠浓度等因素对金浸出率的影响。在最佳浸出条件下，所得的浸出结果与除去硫化钙后的氰化浸出效果相当。多硫化物浸出具有能消除硫化钙的影响。浸金速度快，试剂基本无毒等特点。

某硫化物包裹型难处理金矿石au品位为3.18g/t,44.18%的金被硫化物包裹,常规氰化浸出率低,仅为24.25%;通过采用浮选—细菌氧化—磁场强化氰化浸出工艺处理,金浸出率显著提高,金浮选、氰化综合回收率达82.55%。

《mineralsengineering》1991年第4卷第7—11期刊登了p.a.spencer等人有关细菌氧化工艺的论文。细菌氧化工艺可用于难处理硫化矿石和精矿从破坏矿物基质和释出贵金属和贱金属。贵金属和某些贱金属留在氧化渣中、并可用传统的炭浆法或其他化学浸出法回收。某些贱金属,如铜、锌和镍进入酸性溶液,可直接用传统的溶剂萃取法和电积法回收。

阿希金矿通过合理的浮选工艺改造,增加了粗、精选作业,提高了精矿品位及回收率,为以后整个选矿回收率的提高打下了坚实的基础。

简要介绍了夏甸金矿细粒嵌布金矿石技术改造后的磨浮工艺及其生产实践,新的磨浮工艺可使金的选矿回收率由原93.71%提高到96.74%,金精矿品位由43.81g/t提高到60.38g/t,为企业创造了显著的经济效益

针对陕西某金矿新建尾矿库未做防渗处理,含氰尾矿浆不能达标排放导致新尾矿库无法启用的难题,在充分利用现有设备、设施及厂房的条件下对其选矿工艺进行了技术改造,由全泥氰化炭浆提金工艺改造为浮选—金精矿氰化炭浆提金工艺。生产实践表明：通过工艺改造及优化,金回收率由74.478%提高至79.314%,企业年增经济效益1973万元;氰化尾矿排放量由10000t/d降低至289t/d,有效地缓解了安全环保压力,为企业带来显著的社会效益。

在处理斑岩铜～金矿石和难浸含全硫化物矿石期间金的浮选行为39 田6用溶解空气浮选法睬击№、as和se离子的结果， 最终盒曩平衡浓度的对比结果、试驻索件见衰l (也可参见衰2)、试验i和3 表3用溶解空气浮选法除去h8as和se离子 的结果，溶液浊度和浮选速率，试验条件见表1 试验序号浊度(单位)淳毫速率em／s l1．5m45 21．2047 31．1<o．1 {l3．20．70 55．o5o、2o 28、8机l8 所得结果表明，采用溶解空气浮选工艺除 去i-lg、as和se，按上述两种方法都是可行的。 然而在试验所采用的试验条件下，用溶解空气 浮选工艺分离含离子的团聚体更为有效，主要 因为负载的菱沸石浮选效率较低。这种技术的 主要特点如下： 1、按照用二硫代氨基甲酸钠沉淀，接着用

中三家金矿全泥氰化炭浸工艺是当年设计、当年施工、当年投产、并一次投产成功。改造后工艺流程合理,金回收率增加幅度为14.51％,并且解决了小规模黄金矿山精矿销售的路途损失,达到就地产金的目的,经济效益显著。

本文主要介绍了百里店金矿选厂对浮选流程改造的情况,改造后的优先浮选流程,解决了实际出矿与原试验矿样差距较大,生产指标及产品质量不够理想等问题.

介绍了夏甸金矿细粒嵌布金矿石选矿工艺技术改造后的磨浮工艺及其生产实践。改造后的选矿工艺可使金的选矿回收率由原工艺的93.71%提高到96.74%,金精矿品位由43.81g/t提高到60.38g/

这个试验研究的范围是致力于在实验室从含金矿石中回收金的硫脲浸出法可行性的初步评价。该研究允许确定温度，浸出剂，矿浆浓度和浸出时间对从意大利矿石(5g／t)中浸出金的影响。用活性炭吸附和接着电沉积方法从浸出液中回收金。在该工艺条件最佳化以后，金回收率约为82％，同时，试剂消耗量低。

怎样鉴别金矿石 单一浮选适用于处理粗、中粒自然黄金铁矿石。经破碎后的矿进入球磨机，磨细呈矿 浆后进入浮选。在浮选中，用碳酸钠作调整剂，使黄金上浮。同时用丁黄药与胺黑药作补收 剂，使金矿粉与矿渣分离，产出金精矿粉。 混汞浮选适用于处理自然金嵌布粒度较粗，储存在黄铁矿和其它硫化矿石。与单一浮 选不同的是在磨矿后加汞板进行金回收，回收率可达30-45%。混汞后的矿浆，通过分级机 溢流进行浮选。为使更好地生成汞金，磨矿时加添一定浓度的碳酸纳、苛性钠等，可使汞金 回收率提到70%。 重力选矿系利用黄金与其它矿物比得的差异性进行浮选。比重差异愈大，更易于分离。 将含金矿沙置入圆筒筛，通过高压水进行流矿，大于筛孔的砾砂经溜糟、皮带输送入尾矿场； 小于筛孔的矿沙通过公配器输入1-3段圆跳汰机，经3段跳汰机精矿自流入摇床，进行粗、 细、扫选，生产出精沙矿。此法多

对新疆某难选铜硫矿进行试验研究,通过采用强选择性yz-7作为捕收剂,同时联合使用多种调整剂对中矿和矿泥进行抑制,采用一段磨矿、一粗两精两扫顺序返回浮选流程。新工艺不断取消原方案再磨作业,而且铜精矿品位和回收率分别提高了1.82%和14.04%。

国外黄金参考 晶体中约有112层，由激光拉曼光谱仪测定的 两种类型的晶体的直径相同。相对于更活性的 较小晶体而言，因为活性较差更大晶体表明较 厚的边界，所以，很难预测在两个类型试样中由 边界位置代表的总表面。然而，推测由从在这 些晶体的边界中不平整产生的较小晶体吸附高 的金氰络合物。由于在lc(002)较小晶体的尺 寸中的较弱的c—c键，假设较大的d一间距使 在晶体边界产生缺陷和不平整，导致在两个较 小晶体之间形成的间孔隙中产生毛刺。相反， 假设有较小d一闻距的较大晶体显示在吸附金 氰络合物较小活性的更干净的完全边界。可以 用增加在毛刺边界上暴露的架子上的壁来解释 在较小晶体边界吸附高的金氰络合物的原因。 相互反应可以比被工业活性炭中微孔隙溶 剂化强度小与表明工业括性炭吸附金氰络合无 平衡常数比卡林碳质矿石的高1o倍的研究相

1993年第2期吉林冶金2i 乡蛹矿，铷得 采用先氰化后浮选工艺流程处理 多金属含金矿石的试验研究 张德魁李伟 (吉林省黄金研究所) t) 苍玮嵴金矿造厂所处理的矿石矿物种类较多．组成复杂．属难处理古金矿石。采用垒泥氰化一 炭浆法提垒一尾渣浮选铜、铅．硫分离工艺流程后．金总回收率达93．39，；．其中有91．41为就地 产盘。所得铜、铅、硫精矿均为合格产品。氰化尾渣浮选分离时．不再磨．不加温．不税药．利用 氰化浸出剩余的蕺化钠抑制铜、硫，优先选铅用jy1号药活化铜抑糊铅、硫达到锕、铅、琬分 离的目的。文中附有流程图。 河南省灵宝县苍珠峪金矿选厂处理的矿 石为中硫化物多金属石英脉型金矿石矿石 中金、银、铜、铅、硫均有工业回收价值。目 前，选厂生产采用混汞一混合浮选工艺流程， 产品除用混汞板

将盒氰化液(0．1毫克／升)以每小时330床体积的流速通过充填有各种吸附剂(0．5克) 的解吸。在不同时间后，对上述各种柱中流出的溶藏分析其含金量。试验婊果列于表2。 裹2吸附进度比较‘ 吸附剂种类流出液中的金，毫克／升氯化物容量，毫摩耳／克 时间(小时)32．847．072．0奶．8’ 活性炭0．0530．0720．0850．1o—— ira4000．0200．0220．0200．0273．8 minteksbr0．0190o,020o．022o．0310．87 sbf<0．001<o．001<0．o01<0．0010．26 ·试验是间断进行的 虽然sbf比其他试验过的离子交换容量低很多，但在95小时后，金仍然没有中断通过 sbf柱。这说明和树脂及活性炭相比，sbf具有更快

羹盒科技动态采选冶技术199i．№8 闪速氯化一一处理难浸硫化及 碳质金矿石的新方法 (美)k．a．brunk等 抽薹内华选州cariin的newmont黄金公司处理碳质及硫化金矿石，采用闪速氯化 作预处理作业。预处理将有机碳及黄铁矿氧化，还可将自母液夺金的碳去活，使矿石适于氰化 甩这一方法可大力提高回收率。谈法还可在经济的氯气甩量下处理高于通常品位的矿石本文总 结了近两年来的实验室和工厂经验． 前言 ；]~newmont黄金公司(ngc)，搏金矿是指用标准氰化法所得金回收率低于7o％的矿 石。被确定顽金矿石的原因-其内宙有机碳(自母液中夺金)、古硫化物，硫化物包裹及硅酸 盐包裹。这些矿石在氰化回收金前需要预处理。典型的方法包括焙烧，加压氧化，氯化、浮 选及生物氧化 ’~1971年以来，gc碳质及硫化 金矿石的氯化已证

介绍了对原混合浮选工艺流程进行技术改造的过程及措施,针对原浮选工艺流程中的不足,通过试验研究确定采用先浮锑再浮金的优先浮选新工艺流程。改造前混合精矿中锑、金品位分别为8%、35g/t;通过技术改造获得了良好的生产指标,锑品位提高幅度达到35%~45%,锑回收率达到75%以上;金品位提高7~15g/t,产品中金回收率由工艺改造前的53%提高到改造后的75%以上,金回收率提高幅度达22%以上。经技术改造后实现了资源的综合回收利用,并为企业创造了巨大的经济效益和社会效益。

某金矿浮选系统采用一粗二扫一精工艺流程,根据流程考察结果分析,浮选回收率较低,扫选精矿的粗粒级品位严重偏高。根据某研究院实验结果,浮选系统确定采用一粗、一精、两扫,同时中矿再磨后浮选的工艺流程。

某金矿选矿厂存在处理能力达不到设计要求,磨机生产效率低,浮选系统不稳定等问题。通过优化补加球制度,改进分级系统,稳定浮选系统,改造粗选流程和减少精选次数等,获得了良好的技术改造效果:磨机小时处理量增加28.04%、生产能力提高0.33t/(m3·h),磨矿细度-0.074mm粒级占比增加10.46百分点,金回收率提高1.80百分点,精矿金品位提高6.61g/t;年新增处理量15.84万t,年均新增效益4118万元,经济效益显著。

为了解决浮选产品硫精矿中铅含量超标这一问题,对浮选工艺进行了技术改造,增加了优先选铅工艺,产出两种精矿。经过半年生产实践表明,改造后生产工艺效益明显,每年可为企业创效益120万元以上