某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t，砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%，金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中，具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点，是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石，严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金，分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明，直接全泥氰化浸出率仅5%，重选金精矿回收率不足10%，浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高，浮选尾矿含金0.42 g/t，损失较高，因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素，然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺，得到金总回收率70.66%的较好指标，有效地回收了矿石中的金。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

云南某银矿选矿试验研究

分析了云南某银矿的主要矿物组成,针对该矿石含银矿物种类多、氧化程度高的特点进行了大量试验,最终采用浮选一尾矿氰化联合流程。为提高银精矿回收率,浮选过程采用联合用药,加入捕收剂B,使银的回收率提高了近9%。氰化过程加入助浸剂D+助浸剂C,使银的浸出率提高了近30%。最终指标为浮选银精矿产率2.57%,银品位4541.63g/t,银的回收率67.43%;浮选尾矿氰化作业的浸出率69.18%,对原矿回收率22.53%,总回收率为89.96%。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10％.原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难.针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究.结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿.②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072％,金回收率44.56％,银回收率2.06％、铜回收率0.0066％.③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64％的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47％、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92％、金回收率25.62％、银回收率55.96％的铜精矿.④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21％、银综合回收率77.02％、铜回收率63.92％的指标.不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程.同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量.     

某金矿全泥氰化改浮选工艺研究及实践

在利润降低和环保要求提高的双重压力下,某金矿借鉴国内外同类矿山选别流程应用经验,结合原矿矿石性质,开展了浮选和金精矿氰化浸出试验研究。试验结果表明,原矿在磨矿细度-0.074mm占55%时,获得浮选金精矿品位18.79 g/t,金回收率91.09%;金精矿在磨矿细度-0.048 mm占94%、氰化浸出时间48 h时,获得浸渣金品位2.71 g/t,浸出率83.41%,取得了较好的选矿技术指标。该金矿以试验结果为导向,制定了全泥氰化改浮选工艺的技术改造方案,解决了其在实施过程中遇到的问题。经过6个月的生产实践,浮选作业平均回收率91.02%,金精矿氰化作业平均浸出率87.24%,选冶总回收率78.23%,年综合经济效益2 591万元。     

河北某难选银矿选冶工艺试验研究

河北省某难选银矿中银矿物种类多且嵌布特征复杂,在工艺矿物学研究基础上,通过选矿方案对比,采用浮选—浮选尾矿氰化联合工艺流程。浮选试验研究了磨矿细度、矿浆PH值、组合捕收剂丁基黄药和FZ-9538用量等条件对银回收率的影响,确定了最佳工艺条件,闭路试验可获得银品位3145g/t、回收率82.52%的银精矿;浮选尾矿含银42g/t,经氰化浸出24小时后,银浸出率为65.48%,对原矿回收率11.45%,浮选加氰化总回收率93.97%。     

国外某含蛇纹石绿泥石微细粒难选金矿石选矿试验

国外某金矿主要有价元素为金、铜,银达到综合利用标准。脉石矿物中蛇纹石、绿泥石含量较高,导致现场浮选精矿的金品位不高,尾矿含金1.8~2.0 g/t。为优化现有浮选工艺流程及药剂制度,基于矿石性质,采用浮选—浸出工艺进行金矿提纯研究。结果表明：①试样在磨矿细度为-0.074 mm占90%、六偏磷酸钠用量为2 500 g/t、1801+戊基黄药用量为40+70 g/t、松醇油用量10 g/t的条件下,采用2次粗选、3次扫选、1次精选闭路浮选流程处理,可获得金品位158.6 g/t、金回收率73.40%的金精矿,金精矿铜品位8.79%、铜回收率73.75%,银品位321.8 g/t、银回收率74.22%。②采用环保提金剂圣的对闭路浮选尾矿进行浸出,当pH调整剂石灰用量为2 000 g/t、圣的用量为3 000 g/t、浸出时间为24 h时,金浸出率为80.00%。试验最终取得金综合回收率为94.68%的良好指标,研究结果为该类型金矿资源的有效回收提供了借鉴。     

某硫锌型深海多金属硫化矿选矿技术研究

某硫锌型深海多金属硫化物锌、硫品位分别为20.44%和36.6%,贵金属金、银分别为6.89g/t和141g/t。根据矿石性质,通过硫(自然硫)-锌的优先浮选工艺,先获得自然硫精矿,再获得锌精矿。闭路流程可获得硫品位70.36%、硫回收率23.09%、锌品位14.61%、锌回收率8.34%的自然硫精矿,以及锌品位49.90%、锌回收率85.56%的锌精矿。锌总回收率93.90%。对浮选尾矿进行氰化浸出,样品中的金、银元素选冶总回收率可分别达到83.3%和86.3%左右。     

贵州水银洞低品位卡林型金矿矿石选矿试验

对贵州水银洞低品位卡林型金矿进行选矿试验研究,在对氰化法和浮选法进行比较的基础上,采用浮选方法,取得了满意的试验效果:金的回收率为91.64%,浮选金精矿品位为42.6g/t,然后对金精矿进行预氧化-氰化试验,金的氰化浸出回收率提高到88.76%,金矿石选冶总回收率达到了81.34%。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

某难处理金矿石选冶工艺研究

为了给某难处理金矿石的开发提供技术依据,对其进行了详尽的选冶工艺试验研究。结果表明：采用单一浮选工艺处理该矿石,在-200目占80%的磨矿细度下,可以获得金品位为57.32 g/t、金回收率为84.00%的金精矿;采用浮选-尾矿氰化浸出工艺处理该矿石,可以先在-200目占70%的磨矿细度下获得金品位为60.09 g/t、金回收率为82.26%金精矿,然后在-200目占90%的再磨细度下获得金浸出率为10.70%的浸出液,金的总回收率达92.96%。根据试验结果,推荐采用浮选-尾矿氰化浸出工艺。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。