青海某金锑矿浮金试验研究

青海某金锑矿主要可回收利用元素为Au和Sb,金品位为3.50g/t、锑品位1.95%,有用金属矿物主要为辉锑矿和黄铁矿,金的嵌布粒度极细,主要包裹在黄铁矿中。对该矿进行浮选研究,结果表明:原矿磨至-0.074 mm占80.32%时,经一次金粗选,两次金扫选,金粗精矿再磨至-0.037 mm占95.45%时,经三次金精选的浮选闭路试验流程,可获得产率为4.01%,金品位为74.46g/t,锑品位为4.19%,金回收率为85.31%,锑回收率为8.62%的金精矿,产率为95.99%,锑品位为1.86%,金品位为0.54g/t,锑回收率为91.38%,金回收率为14.69%的浮金尾矿,较好地实现了从金锑矿中优先浮选金,浮金尾矿作为选锑原料进一步浮选锑的目的。     

基于磁选预富集的湖北枣阳金红石矿石选矿试验

为高效率、低成本、小污染、高效益地开发利用湖北枣阳金红石矿石资源,根据主要脉石矿物有弱磁性,而金红石无磁性的特点,以高梯度中强磁选预富集工艺为基础进行了金红石选矿试验。结果表明：①在磨矿细度为-0.074 mm占88.60%的情况下,1粗1扫高梯度中强磁选抛尾产率可达29.16%,中强磁选精矿金红石含量为3.07%、回收率为89.50%;②高梯度中强磁选精矿经1粗3精3扫闭路浮选,可获得金红石含量64.53%、回收率为82.21%的金红石浮选精矿;③金红石浮选精矿采用高梯度强磁选-焙烧-酸浸工艺提纯,高梯度强磁选背景磁感应强度为1.2 T,焙烧温度为900 ℃、时间为45 min,盐酸浸出的酸浓度为10%、液固比为1∶5、温度为80 ℃、时间为30 min,最终获得金红石含量为87.88%、回收率为71.21%、TiO2品位为90.12%的金红石精矿。与传统的重选预富集工艺相比,采用磁选工艺可减少细粒金红石损失,提高金红石回收率,为国内金红石资源的高效开发利用提供了一种新思路。     

广西某难处理金精矿氧化焙烧-氰化提金试验研究

针对广西某难处理金精矿,采用添加碳酸钠氧化焙烧—氰化提金工艺进行了试验研究。结果表明,焙砂中固硫率达85%、固砷率达95%、有机碳气化率为98%。焙砂再经氰化浸出,可使金浸出率达98%以上。为该类型高砷高碳金精矿提金提供了一条有效的利用途径。     

某铁尾矿综合回收试验研究

某铁尾矿中主要可回收元素为Au、Ag、Fe,含量分别为0.52 g/t、2.35 g/t、9.39%,有害元素As含量为0.23%,金属硫化物以黄铁矿和毒砂为主,铁以磁铁矿为主,金主要以自然金、银金矿的形式存在。为高效回收其中的有价金属进行了选矿试验。结果表明:(1)在磨矿细度为-0.074 mm占75%的情况下,采用1粗3扫3精浮选选金、选金尾矿一段磁选选铁流程处理试样,获得了金品位为20.77 g/t、金回收率为69.58%、含银22.23 g/t、含锌15.80%、含砷11.12%、含硫22.18%的金精矿,以及铁品位为62.16%、铁回收率为43.09%、含锌0.27%、含硫1.00%的铁精矿。(2)浮选金精矿磨矿至-0.038 mm占98%后,采用焙烧—酸浸—氰化浸出(48 h)流程处理,金浸出率达91.02%。该试验研究成果为后期尾矿资源化利用提供了技术支撑。     

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%。     

西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

云南某金矿选矿试验研究

某金矿中金含量为3.26 g/t、硫含量为1.04%。金主要赋存于硫化物中,可通过富集硫化物的方法来回收矿石中的金。采用一次粗选、两次扫选和一次精选的闭路试验流程,可获得品位57.08 g/t、回收率91.62%的金精矿。     

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿金锑混浮试验

贵州某泥晶灰岩型含锑金矿石为块状构造,金属矿物主要为黄铁矿、针铁矿,含量小于1%,非金属矿物以方解石为主,另有少量石英、有机质等;金含量为6.04 g/t,显微镜下未见自然金粒,74.34%的金赋存在硫化矿中,游离金仅占总金的7.14%;硅酸盐、碳酸盐包裹金分别占11.96%和6.56%;锑主要以辉锑矿的形式存在。为高效、低成本回收矿石中的金、锑,对混合浮选工艺进行了试验研究。结果表明,在一段磨矿细度为-0.074 mm占71%的情况下1粗2扫混浮、尾矿再磨细度为-0.074 mm占92.7%的情况下再1粗2扫混浮、两粗精矿合并后3次精选、中矿顺序返回流程处理,最终获得了金品位为47.60 g/t、锑品位为9.81%、金回收率为76.68%、锑回收率为85.22%的金锑混合精矿,金锑混浮效果较理想。尾矿中金的回收及金锑分离工艺研究将另文介绍。     

应用尼尔森重选优化河南某氧化型金矿选别指标

河南某金矿矿石中金的品位为2.14 g/t,金主要以裸露及半裸露金的形式存在,占总金的41.20%,其次为硫化物包裹金,占总金的27.31%,硫铁矿包裹金含量较少,为12.04%。目前,选矿工艺为单一浮选流程,金的回收率指标一直不太理想,造成了资源的严重浪费。为降低尾矿金品位,提高金回收率,开展了应用尼尔森重选优化选别指标的试验研究。研究结果表明:①生产尾矿中存在一定量的麦粒状、长角粒状和板片状颗粒金,应用尼尔森重选回收,可获得35.33%的作业回收率;②应用尼尔森从旋流器给矿中回收颗粒金,可以获得金品位为734.40g/t、金回收率为41.07%的重选金精矿;③旋流器给矿与沉砂的重选可回收金(GRG)值基本一致,说明绝大多数GRG颗粒金通过旋流器沉砂进入磨矿循环系统,将尼尔森配置在旋流器给矿处较为合适,进而实现能早收就早收的选矿原则;④采用重浮联合工艺,精矿金的回收率由85.74%提高至90.80%,尾矿金品位由0.35 g/t降低至0.23 g/t。本研究为下一步工业实践提供了借鉴。     

提高某难选金矿石金精矿品位的浮选试验研究

某难选金矿石含金1.97 g/t,矿物组分复杂,独立金矿物嵌布粒度细,主要载金矿物黄铁矿嵌布粒度粗细不均,同一种矿物少部分是载金矿物而大部分为不含金矿物,导致金精矿不含金杂质矿物含量高,金精矿品位较低。为提高该金精矿品位,采用高效捕收剂MA与丁基铵黑药组合,金精选添加适量的分散剂六偏磷酸钠,通过一次粗选、两次精选、两次扫选的闭路试验流程,最终获得金精矿含金50.51 g/t、含银1 180.8 g/t,金回收率为93.96%、银回收率为90.13%。金精矿中金品位得到有效提高。     

微细粒金矿石选矿试验研究

主要对微细粒金矿石进行了选矿试验研究。通过粗选磨矿细度试验和药剂条件的正交试验，确定了该矿粗选的最佳操作条件。在此基础上进行一粗二精三扫的实验室闭路试验．可获得金品位48．04g／t，回收率85．63％的金精矿，这一结果表明，可通过浮选硫化矿进行富集金。     

贫硫低品位难处理含金尾矿选矿试验研究

针对江西某贫硫低品位难处理金尾矿开展了选矿试验研究。结果表明:磨矿细度为-0.038 mm粒级占55.43%,采用Na_2CO_3作pH调整剂和分散剂、水玻璃作脉石抑制剂、硫酸铜作载金矿物活化剂、MA黄药和巯基苯骈噻唑(MBT)作组合捕收剂,经一粗一精二扫闭路浮选,可得到金品位19.87 g/t、回收率60.61%的金精矿。     

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金 4. 66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0. 295~ 0. 074 mm 粒级的自然金产率高达 59. 82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0. 074 mm 占 45%、重力倍数 60 G、反冲洗水量 5. 5 L/min、给矿速度 500 g/min、给矿量 20 kg,该条件下重砂金的产率为 0. 048 9%、金品 位为 4 018. 14 g / t、金回收率为 42. 07%。 针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0. 074 mm 占 65%,采用“1 粗 2 精 3 扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为 7.60%、金品位为 32. 43 g / t、金回收率为 52. 78%的浮选金精矿,金总回收率为 94. 85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0. 097 mm 粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。     

低硫含砷金矿石选冶技术方案确定与生产实践

国外某大型金矿,属低硫含砷石英长石型难选冶原生金矿石。通过对矿石特点、选冶试验研究结果的分析,密切结合项目具体实际,为保证项目总体建设方案更加合理,兼顾环保与矿山充填方案,选冶工艺设计采用了三段一闭路破碎、两段闭路磨矿、一段粗磨回路进行重选回收粗颗粒金,二段磨矿后采用一粗一精三扫的浮选流程,重浮金精矿细磨、两浸两洗、锌粉置换、金泥除杂精炼,最终产出成品金的工艺流程。生产实践证明,设计的工艺流程符合矿石性质,产出合格产品,在实际原矿品位比设计品位低27%的情况下,冶炼厂回收率及选冶总回收率达到甚至超过设计指标。特别是作为该国首例生产线,浮选金精矿锌粉置换工艺的成功实施,不仅可以处理本项目浮选金精矿,生产线富余能力还可以收购该国其他类似黄金矿山金精矿进行处理提金,为急需黄金储备的该国黄金行业的发展做出了积极的贡献。     

河北承德某金矿选矿试验研究

河北承德某含黄铁矿石英脉型金矿石,金品位为10.4 g/t,黄铁矿是主要的载金矿物,金的嵌布粒度大小不等.经过探索试验确定该矿石适宜采用单一浮选工艺流程,选矿试验结果表明:在磨矿细度-0.074 mm含量占59.44％条件下,以碳酸钠为pH值调整剂、丁基黄药为捕收剂,经一次粗选、一次精选、两次扫选,可获得精矿金品位17...     

含金铜尾矿中金的回收技术研究

在工艺矿物学研究的基础上对含金0.084g/t,硫2.74%的铜尾矿进行了金的强化回收技术研究。研究结果表明,含金铜尾矿经过一次粗选、一次精选、一次扫选闭路流程可获得硫品位为43.34%,回收率为44.30%的硫精矿,其中金品位为1.26 g/t、回收率为42.06%,达到硫精矿计价标准。理论分析显示,组合药剂的使用可大幅度提高含金矿物的选别效果,Y-89和丁铵黑药的组合属于正-负型协同药剂,药剂基团中硫原子的Mulliken电荷分布是影响捕收剂选别性能的关键因素。     

伊朗某金矿石选矿试验

伊朗某金矿石金品位为7.05 g/t，主要金矿物为裸露及半裸露金，主要载体矿物为黄铁矿，自然金的粒度变化范围很大，细粒明金（0.01～0.06 mm）占81.15%，微粒金占18.85%。为了确定该矿石的高效选矿工艺，进行了选矿试验研究。结果表明：①阶段磨矿、阶段选别工艺可以有效减少粗颗粒金在浮选过程中的跑尾，避免金矿物在磨矿中出现过粉碎，同时有利于不均匀细粒载金矿物单体解离。②跳汰机对-200目占65%的磨矿产品进行重选，可预先产出部分合格金精矿，充分体现了能收早收、分级分选理念。③矿石采用阶段磨矿-跳汰重选-阶段浮选工艺流程处理，可获得金品位为81.43 g/t、金回收率为45.52%的重选精矿，金品位为56.12 g/t、金回收率为44.99%的浮选精矿，综合精矿金品位为66.52 g/t，金回收率为90.51%。④金品位为0.74 g/t的重浮流程试验尾矿采用氰化浸出工艺处理，金浸出率达62.16%，最终浸出渣的金品位仅为0.28 g/t。     

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。     

从库存金尾矿中回收金的试验研究

河南金渠黄金股份有限公司金渠金矿已闭库的马桥沟尾矿库存有尾矿180万t左右，平均金品位达0.87 g/t。为开发利用该尾矿，对其进行了浮选试验研究。试验结果表明，在-200目占78%的再磨细度下，采用丁基黄药+丁铵黑药作为联合捕收剂，辅之以硫酸铜的活化作用，经一粗二精二扫闭路浮选，可从该尾矿中获得金品位为12.49 g/t，金回收率为81.36%的金精矿。