贵州某金矿选冶联合试验及经济效益分析

某金矿生产指标不理想,选冶综合回收率低,浮选精矿中的无机碳及碳酸盐脉石矿物对预酸化工序成本影响较大,企业未实现经济效益最大化。开展不同产率精矿的浮选试验,探究相应产率下的工艺指标;同时,所得浮选精矿配矿后进行加压预氧化-氰化浸出试验,研究不同产率精矿对预酸化工序酸化成本的影响。结果表明:浮选精矿产率为35.24%时,精矿金品位12.13 g/t,金回收率90.64%,尾矿金品位0.68 g/t;使用该产率精矿配矿后进行加压氧化,预酸化工序成本最佳,选冶综合回收率可达85.42%,选冶回收率提高了5.27百分点,企业年增效约3 742.82万元,该研究为企业的生产组织提供技术支撑。

某黄金矿山低浓度含氰废水循环利用试验

某黄金矿山氰化尾浆氰根含量50~70 mg/L,为了循环利用该低浓度含氰废水,降低氰化钠用量,减轻破氰系统运行负荷,进行了低浓度含氰废水循环利用试验研究。试验结果表明:将含氰废水补加至破矾矿浆工序,控制最终氰化矿浆浓度约25%,其工艺指标最优,氰化钠实际耗量0.91 kg/t,氰化钠耗量下降了0.21 kg/t,金浸出回收率为93.89%,金浸出回收率提高了0.92个百分点,可节约氰化钠药剂成本145.5万元/a,破氰成本97.24万元/a,环境效益及经济效益显著,达到了降本增效的目的。

某黏土型锂矿中锂浸出试验研究

贵州某锂绿泥石为典型黏土型锂矿,以该矿石为研究对象,对其进行焙烧—浸出试验研究。考察磨矿细度、焙烧温度、焙烧时间、浸出温度、浸出时间、振荡频率及浸出液固比对锂浸出率的影响。研究结果表明:在磨矿细度为-0.038 mm占89%,硫酸用量为0.8 kg/t、焙烧温度为400℃、焙烧时间为1 h,浸出温度为80℃、浸出时间为1 h、振荡频率为150 r/min、浸出液固比4∶1的条件下,锂浸出率为97.31%,浸出效果较好,对该锂绿泥石开发利用具有重要意义。

贵州某卡林型金矿精锐微泡浮选生产实践

贵州某卡林型金矿原矿金品位较低,有用矿物与脉石矿物嵌布粒度细,有害元素As和C含量较高,常规细磨浮选工艺金回收率仅为80.54%,尾矿金品位为0.97×10^(-6),浮选尾矿金损失较为严重。为了提高金精矿回收率,降低浮选尾矿金品位,开展了工艺矿物学及精锐微泡浮选工业试验研究。结果表明:常规细磨浮选尾矿中损失的金主要以-38μm粒级的贫连生体形式损失,且金含量较高。常规细磨浮选无法捕收的微细颗粒矿物,是造成浮选尾矿金损失的主要原因。采用精锐微泡浮选技术对扫选Ⅳ的尾矿进行再选试验,结果表明:精锐微泡浮选对尾矿中-38μm粒级的微细颗粒矿物有显著捕收效果,工艺优化后,金累计回收率为82.39%,提高了1.85个百分点,尾矿金品位为0.88×10^(-6),降低了0.09×10^(-6),浮选指标逐渐转好,提升了企业经济效益。

某难选金矿浮选工艺优化研究及应用

某难选金矿浮选回收率仅为80.95%,尾矿金品位高达1.0 g/t,为提高浮选工艺指标,强化损失金回收,开展了浮选药剂制度优化试验及中矿再磨工艺优化试验。试验结果表明:碳酸钠、硫酸铜、丁基黄药+丁铵黑药及2#油的药剂用量分别为5000,500,470+250,100 g/t时,联合中矿再磨工艺可获得的金精矿品位17.63 g/t、尾矿金品位0.74 g/t、金回收率83.31%。优化后工艺浮选指标显著提升,金精矿品位提高1.22 g/t,尾矿金品位降低0.26 g/t,金回收率提高2.36个百分点,经济效益显著。