蚀变岩型低品位金矿中金的赋存状态量化研究

蚀变岩型金矿是一种重要的金矿石类型。采用化学分析、X射线衍射（XRD）、工艺矿物学参数自动分析系统（BPMA）、扫描电子显微镜（SEM）、X射线能谱（EDS）等技术，对胶东地区新立蚀变岩型金矿石中金的赋存状态进行量化研究。结果表明：矿石金品位为2.2g/t，金属硫化物主要为黄铁矿，含少量方铅矿和微量黄铜矿；脉石矿物主要为石英和绢云母，含少量钾长石等。金矿物为金-银互化物，其中银金矿占85.33%，金银矿占13.84%，自然金占0.83%；金矿物平均成色为620.8 ‰；载金矿物以黄铁矿为主，与黄铁矿存在镶嵌关系的金矿物占有率高达96.42%；金矿物在0～2mm矿石综合样中以包裹金、粒间金为主，含少量裂隙金，其占有率分别为34.81%、34.73%和11.01%，并可见裸露连生金（19.39%）和微量单体金（0.06%）；金矿物粒度分布不均匀，粗粒金（＞74μm）、中粒金（74μm～37μm）、细粒金（37μm～10μm）、微粒金（＜10μm）的占有率分别为30.56%，12.96%，46.84%和9.64%；黄铁矿的嵌布粒度较粗，主要呈中粒—粗粒嵌布，易于解离，有利于浮选。研究结果表明，浮选富集黄铁矿等硫化物可以有效富集金矿物，对精矿再磨，有利于金的回收；同时应注意对粗粒金的回收。     

磨浮条件与浮选指标的关系研究及实践

河台金矿开采含金蚀变糜棱岩型矿床 ,金的嵌布粒度很细 ,绝大部分属微细粒金 ,且矿石可磨性系数为0 .767,属难磨矿石。矿石选矿试验研究结果表明 ,磨矿细度达 -74μm83 %以上时金才能单体解离。本文分析了建矿初期浮选指标不高的原因 ,总结近年磨矿与浮选作业条件优化后的经验 ,指出尾矿品位仍大大高于全国平均水平 0 .3 5g/t ,进一步提高作业指标仍需深入研究     

新疆托里金矿工艺矿物学研究

本文针对新疆托里地区金矿利用多种分析检测手段对矿石的化学成分、矿物组成、矿石粒度以及矿石结构等进行了详细研究。新疆托里金矿属于石英脉型,矿物组成简单。自然金主要存在于石英脉中,粒度大小主要集中在中、细粒级(20~74μm)。载金矿物黄铁矿中未见包裹金。矿石中的石墨和伊利石等黏土矿物因可浮性较好,易进入金精矿中,对浮选过程和浮选指标影响较大。该矿属于易解离难选矿。详细的工艺矿物学研究为新疆托里金矿选矿工艺的选择和开发提供了理论数据。     

紫金山某低品位含金铜矿石高压辊终粉磨—浮选试验研究

紫金山某含金铜矿石主要有价元素为铜,其含量为0.29%,铜主要以硫化铜形式存在,分布率为80.26%。研究了高压辊终粉磨技术对该矿石浮选特性的影响,结果表明:原矿经高压辊终粉磨细至-74μm占75%时,以Ca O为抑制剂、丁铵黑药为捕收剂、2#油为起泡剂经1粗1精3扫浮选,可获得铜品位为18.46%、回收率为84.15%,金品位为4.91 g/t、回收率为76.06%的铜精矿。与采用常规碎磨工艺磨细至-74μm占75%进行闭路浮选试验相比,采用高压辊终粉磨技术获得的铜精矿铜品位降低了0.33个百分点、铜回收率提高了5.61个百分点。高压辊终粉磨技术具有流程配置简单、生产成本低、能耗低等优点。     

某金矿难选尾矿工艺矿物学分析

某石英脉型金矿,原矿金品位为7.62g/t,通过重选+浮选的联合选矿工艺选别后,其尾矿中金品位为0.75g/t,总回收率在90.50%左右。为进一步研究尾矿中金的可回收价值,开展工艺矿物学研究,以查明影响金在选别过程中流失的矿物学因素。通过工艺矿物学自动分析仪（BPMA）,扫描电镜（SEM-EDS）,XRD等对尾矿开展工艺矿物学检测分析。结果表明：尾矿中的金矿物主要为自然金,偶见银金矿;金矿物主要以与脉石裸露连生的形式存在;其次包裹于脉石矿物中;还有少量为单体;另有少量以次显微金的形式分布于磁黄铁矿为主的硫化物中;金矿物的粒度极其微细,基本都分布于10μm以下,且有近一半分布于5μm以下。损失的金矿物主要以与脉石连生的形式存在,且粒度十分微细,通过再磨-浮选进一步回收的难度较大,裸露金含量超过60%,可采用堆浸对金回收,以提高金的回收率。     

某微细粒难选金矿石选矿工艺研究

某大型金矿矿石性质较复杂,脉石矿物种类繁多,金矿物主要是自然金和银金矿,金矿物嵌布粒度微细、嵌布关系十分复杂,大部分金矿物被硫化物、难溶硅酸盐及碳酸盐矿物包裹,矿石磨至-71μm占80%时仅有约10%的金矿物实现单体解离。为确定该矿石的开发利用工艺,分别进行了单一氰化浸出工艺、单一浮选工艺、浮选—氰化浸出工艺研究。结果表明,采用单一浸出工艺处理矿石,在磨矿细度为-38μm占96%,浸出液固比为3∶1,石灰用量为3 000 g/t(p H=11.5),氰化物初始浓度为0.05%,浸出时间为6 h情况下,金浸出率仅达61.59%。矿石在磨矿细度为-71μm占80%的情况下,采用2粗1精1扫、中矿精扫选后返回的闭路流程处理,获得了金品位为33.57 g/t、金回收率为51.60%的金精矿,尾矿金品位仍高达1.67 g/t。以单一浮选试验结果为基础,对浮选金精矿进行焙烧—浸出,对浮选尾矿进行直接浸出,金总回收率达79.32%,明显优于单一氰化浸出工艺或单一浮选工艺的回收效果。     

不同粉碎方式对含金铜矿石浮选的影响

以某含金铜矿石为研究对象,采用高压辊磨机和颚式破碎机两种不同方式进行破碎,将两种粉碎产品分别进行浮选试验研究,考察粉碎方式对含金铜矿石浮选指标的影响。研究结果表明,在磨矿细度-74μm 75%条件下,高压辊磨—球磨产品浮选获得的含金铜精矿比颚式破碎—球磨产品浮选相同产品产率提高0.14%,金品位提高0.64 g/t,金回收率提高2.80%,铜品位提高0.73%,铜回收率提高6.19%。同时对不同粉碎方式磨矿产品浮选效果进行了经济对比。     

提高金浮选回收率的研究

针对矿石性质 ,采用 3 8号捕收剂与丁基铵黑药 3∶2配成混合捕收剂 ,松醇油作起泡剂 ,磨矿细度 -74μm 66.66% ,工艺流程为一次粗选、一次精选、一次扫选或一次粗选、两次精选、一次扫选 ,获得金精矿产率大于3 .3 2 % ,品位大于 65 .70 g/t,回收率大于 93 .48% ,实现提高金浮选回收率的目的。     

赞比亚谦比希铜矿西矿体原矿磨矿工艺研究

针对赞比亚谦比西铜矿西矿体矿石特点,原矿含铜1.855%,氧化率5.35%,主要硫化矿为黄铜矿,原矿低品位废石占25.32%左右,氧化率高、含泥量大,原矿中-38.5μm含量高达36.69%,属易碎难磨矿石。磨矿工艺试验研究表明,一段磨矿最优条件为-74μm占85.25%;两段磨矿最优条件为,第一段磨矿细度为-74μm占72.73%,第二段磨矿后总产品细度为-74μm占98.60%。浮选试验结果表明,对于该矿石,两段磨矿工艺明显优于一段磨矿工艺,铜回收率至少提高3个百分点。     

云南某低品位铅锌硫化矿选矿工艺研究

云南某低品位铅锌硫化矿石含铅0.76%、锌2.10%,并伴生少量银,矿石中铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在。为了合理开发该资源,对其进行了选矿工艺研究。结果表明,在-74μm占80%的磨矿细度条件下,采用乙硫氮+丁基黄药作铅的捕收剂、ZnSO4+Na2SO3作锌的抑制剂优先浮选铅,尾矿用硫酸铜活化,用丁基黄药作捕收剂浮选锌,获得了铅品位52.11%、回收率81.56%的铅精矿和锌品位50.73%、回收率89.16%的锌精矿,实现了铅锌分离。     

某难选金矿石选矿试验

某难选金矿石金品位3.21 g/t，嵌布粒度较细，金主要赋存状态为单体金、裂隙金、包裹金，主要载金矿物为石英、黄铁矿、褐铁矿、长石。为回收利用矿石中的金，通过比较单一浮选、重选-浮选、重选-浮选-磁选3种工艺后，采用重选-浮选-磁选流程进行选矿试验。结果表明，在磨矿细度-0.074 mm 72%的条件下，原矿经重选-1粗2精2扫闭路浮选-磁选流程选别，可获得产率6.71%、金品位40.57 g/t、回收率85.12%的混合金精矿，可供确定选矿工艺流程参考。 金矿物|磨矿细度|重选|浮选|FY101     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t,含银565 g/t,金矿物主要为自然金,呈独立矿物形式存在,部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中,裸露金占总金的72.29%,铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%;银矿物主要以辉银矿形式存在,嵌布粒度较粗,硫化银占总银的91.33%,自然银和氯化银含量较低,分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用,进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下,采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理,可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t,金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿;金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出,浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t,金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%,全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

某金银矿石浮选—氰化联合流程选矿试验

某金银矿石含金4.80 g/t，含银565 g/t，金矿物主要为自然金，呈独立矿物形式存在，部分以显微或次显微状赋存于褐铁矿及石英中，裸露金占总金的72.29%，铁矿物和硅酸盐矿物包裹金分别占总金的22.08%和5.63%；银矿物主要以辉银矿形式存在，嵌布粒度较粗，硫化银占总银的91.33%，自然银和氯化银含量较低，分别仅占总银的6.55%和2.12%。为实现该金银矿的高效开发利用，进行了选矿试验。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占74.5%的情况下，采用1粗4精2扫、精选1尾矿精扫选后再返回的浮选流程处理，可获得金品位为77.19 g/t、银品位为11 302 g/t，金、银回收率分别为75.58%和94.02%的精矿；金、银品位分别为1.23 g/t和35.45 g/t的浮选尾矿在再磨细度为-0.043 mm占86%的情况下氰化浸出，浸渣金、银品位分别为0.10 g/t和17.88 g/t，金、银对浮选尾矿的浸出率分别为91.87%和49.56%，全流程金、银总回收率分别达98.01%和96.98%。     

某微细粒含砷含碳难处理金矿浮选试验研究

针对某微细粒含砷含碳难处理金矿进行了浮选试验,在磨矿细度-0.074mm含量为90%条件下,采用浮选条件试验确定的最佳药剂制度,通过两次粗选、三次精选、三次扫选的闭路浮选流程可以获得精矿金品位41.90%、金回收率80.64%的浮选指标。工艺矿物学研究结果表明,尾矿中的金主要以微细粒贫连生体硫化物、硫化物又包裹金的形式存在,采用浮选工艺难以有效回收。     

鞍山式铁矿重选精矿工艺矿物学研究

随着辽宁某选厂重选精矿的铁品位变低,其已不能作为精矿产品汇入总精矿,为给该选厂工艺流程改善提供指导,从化学组成、元素赋存状态、矿物组成、矿物间的嵌布关系及连生关系等方面,对重选精矿进行了工艺矿物学研究。结果表明：重选精矿铁品位为60.62%,铁主要赋存于赤铁矿和磁铁矿中,主要的脉石矿物为石英;铁主要分布在-0.074 mm粒级,铁在该粒级分布率高达84.47%,TFe品位64.52%,只有通过细磨才能实现铁矿物与脉石的较好解离;在有用矿物与脉石的连生体中,以赤铁矿与脉石结合形成的连生体为主,其次为磁铁矿、赤铁矿与脉石矿物结合形成的连生体;随着粒度变细,试样中赤铁矿和磁铁矿的单体解离度快速提高,尤其在-0.045 mm粒级产品中,绝大多数赤铁矿和磁铁矿颗粒完成了单体解离;赤铁矿和磁铁矿的浸染粒度以中粒、细粒嵌布为主,中粒级试样中脉石含量仍较高,细粒赤铁矿和磁铁矿含量较高,铁主要赋存在-0.074 mm粒级中。建议采用细筛分级-载体浮选工艺进行试验研究,即重选精矿筛上返回再磨,筛下产品进入浮选,背负细粒磁选精矿完成回收。     

某斑岩型金矿工艺矿物学及可回收性评价

某斑岩型微细粒金矿石含金品位不足1g/t,属大型矿床。金矿物主要以含银自然金和银金矿为主。为充分查明该矿石特性质和确定适宜的选矿工艺流程,本文分别对块状矿石和磨矿后的浮选给矿,分别采取多种检测手段进行了详细的工艺矿石学研究,并推算-0.074mm占60%的浮选给矿中,以黄铁矿为主的金属硫化物理论可浮选回收87.58%-92.23%。推算其金重选理论回收率≤50.57%,金浸出理论回收率81.75%,金浮选理论回收率93.78%。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

河南某难处理金矿石选冶工艺对比研究

针对河南某难处理金矿石品位低、黄铁矿含量高、部分载金硫化物氧化严重，以及金嵌布粒度极细的特点，开展了详尽的浮选及全泥氰化浸出试验。试验结果表明：采用浮选工艺，所得精矿的金品位和金回收率仅为18.72 g/t和72.55%；而采用全泥氰化浸出工艺，在磨矿细度为-0.074 mm占90%，矿浆液固比为2∶1，加石灰调浆5 h使矿浆pH值稳定在11.5左右，氰化钠用量为1 kg/t，氰化浸出时间为72 h的条件下，金的浸出率可达81.11%。因此，推荐采用全泥氰化浸出工艺处理该矿石。     

悬振选矿机在弓长岭选矿厂铁尾矿再选中的应用

弓长岭选矿厂铁浮选尾矿,品位高,粒度细,-0.074 mm含量约65%,铁矿物在细粒级-0.019 mm富集明显。根据弓长岭选矿厂铁浮选尾矿的矿石性质,利用微细粒级重选设备-悬振选矿机对该尾矿进行再选试验研究,通过分级分选,细粒级部分一次悬振选别可获得品位64.35%,回收率30.93%的铁精矿,粗粒级通过磨矿后（磨矿细度-0.074 mm 85%）再悬振分选,获得的精矿铁品位为59.93%,回收率9.80%,综合铁精矿品位63.22%,回收率40.73%,综合尾矿铁品位降至12.58%,有效的回收了该尾矿中的铁,为弓长岭选矿厂的铁浮选尾矿回收与再利用提供可选方案,其社会及经济效益显著。      

胶磷矿预先脱泥-浮选试验研究

某胶磷矿选厂入磨原矿中-0.074 mm粒级含量7.05%,这部分矿石一方面影响磨矿分级效果,另一方面影响浮选效果。为解决该问题进行了预选脱泥,即-0.074 mm粒级矿样直接浮选,而对+0.074 mm粒级矿样进行磨矿-浮选,结果表明,与原矿直接磨矿-浮选相比,脱泥磨矿效果可以提升8.90%,脱泥浮选产率提高了0.46个百分点,回收率提高了3.37个百分点,调整剂用量下降了0.64%,捕收剂用量下降了9.75%。