利用组合抑制剂提高高硫低品位金矿浮选精矿品位的研究

针对含硫量较高的低品位金矿进行了选矿试验研究,采用氧化钙与水玻璃组合抑制剂对部分黄铁矿进行抑制,利用丁基黄药与丁铵黑药组合作为金捕收剂进行浮选试验研究,取得了精矿金品位38.16g/t、银品位51.21g/t、金回收率89.66%、银回收率73.64%的较好选别指标。同时进行了全泥氰化浸出试验,金浸出率为93.14%,银浸出率为69.76%,全泥氰化浸出试验结果进一步表明浮选结果较好。     

高氰高碱条件下从氰化尾渣中综合回收金银铅锌的研究与应用

青海某金矿氰化车间产生的氰化尾渣中,含有金、银、铅、锌等有价元素,其中金品位2.68g/t,银品位28.76g/t,铅品位1.27%左右,锌品位1.05%左右,均具有较高的回收利用价值。利用浮选工艺,在高氰高碱度介质中,在对氰化尾渣进行擦洗性磨矿,破坏金属矿物被氧化的矿物表面后,采用一次粗选、两次扫选、两次精选的浮选流程,最终获得了铅+锌品位33.45%、金品位16.26g/t、银品位332.84g/t的浮选精矿,同时氰化尾渣中的砷被抑制,精矿中的砷品位仅为0.35%,实现了资源的综合回收。     

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%。     

陕西某金矿氰化尾渣的浮选活化试验

陕西某金矿选厂外购金矿氰化尾渣回收金,尾渣金品位2.21 g/t,载金矿物黄铁矿部分氧化,浮选提金难度较大。为确定合适的活化剂,进行硫酸铵和硫酸铜浮选活化试验。结果表明,该尾渣磨矿至-0.044 mm 92%进行 3粗1扫-粗精矿合并精选提金,使用硫酸铵作活化剂可获得金品位33.80 g/t、回收率39.79%的精矿。相比硫酸铜,精矿金品位和回收率分别提高了6.9 g/t、1.07个百分点,且尾矿硫含量更低。因此可以使用硫酸铵代替硫酸铜作为该金矿氰化尾渣浮选的活化剂,且经济效益显著,可供类似尾渣浮选回收金参考。     

从某氰化尾渣中回收金的研究

针对辽宁某金矿氰化尾渣泥化严重且其中载金矿物被强烈抑制的问题, 进行了脱泥试验和浮选药剂条件试验, 最终提出磨矿-矿泥分散和抑制-硫化矿活化浮选工艺流程, 采用碳酸钠和水玻璃为组合调整剂, 戊黄药和丁铵黑药为组合捕收剂, 硫酸铜为活化剂, 金回收效果明显, 金精矿中金品位从4.87 g/t提升至26.03 g/t, 回收率为65.12%。     

青海某含金多金属硫化矿选矿试验

针对青海某含金多金属硫化矿金嵌布粒度较细、伴生元素多的特点,采用全泥氰化浸出—浸渣浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,原矿磨矿至-0.074 mm 95%后,在富氧气氛下进行全泥氰化浸出,可获得金、银回收率分别为67.37%、69.74%的贵液;浸渣洗涤后在粗选硫化钠用量2 000 g/t、组合捕收剂丁基黄药+乙硫氮用量70 g/t的条件下进行1粗2精2扫闭路浮选试验,可获得金、银品位分别为20.24,148 g/t,回收率分别为17.37%、13.71%的浮选精矿,指标较好。在回收金的同时,有价元素银、铅、锌也在浮选精矿中得到综合回收,结果可供该矿石的合理开发利用参考。     

某氰化尾矿回收金银试验研究

对某氰化尾矿中金银等有价元素进行了浮选回收试验研究.结果表明,以硫酸和硫酸铜为调整剂,丁基黄药和丁铵黑药为捕收剂,采用一次粗选一次扫选二次选精浮选流程,获得精矿金品位12.71 g/t、回收率87.82％,银品位284.30 g/t、回收率82.02％的试验指标,为该尾矿的二次利用提供了可行的技术依据.     

某银精矿氰化尾渣中铅和锌的浮选回收试验

某浮选银精矿经常温常压碱式氧化预处理-氰化浸出金、银后的氰化尾渣中,含有铅、锌、金、银等有价元素,金属矿物主要为黄铁矿、方铅矿、闪锌矿和毒砂,并含有少量含银矿物。该尾渣粒度很细,含泥量大,铅、锌矿物被氧化,使铅、锌的选别回收受到影响。对该尾渣进行铅、锌的浮选试验,结果表明,铅矿物不能得到有效富集而形成铅精矿,但可以获得锌品位为55.62％,锌回收率为66.15％的合格锌精矿,锌精矿中金、银品位为66.94 g/t和538.9 g/t,金、银回收率为47.96%和25.67%。     

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。     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

某低品位金矿综合回收试验研究

以某低品位金矿作为研究对象,根据原矿MLA工艺矿物学分析,初步确定实验采用原矿混合浮选-精矿氰化浸金-浸渣浮铅的联合工艺流程。原矿经一粗两扫两精的混合浮选流程,得到Au品位16.36 g/t、回收率78.44%；Pb品位7.21%、回收率84.12%的混合精矿；再对混合精矿进行氰化浸金,为考察NaCN用量、CaO用量、浸出时间对金浸出率的影响,进行单因素试验,并利用响应曲面法优化浸出条件。结果表明,响应曲面法优化金浸出率模型p值小于0.05,响应曲面法优化得到的最佳浸出条件为：CaO用量为3093.03 g/t；NaCN用量为2317.91 g/t；浸出时间为33.49 h,在此条件下模型预测金浸出率为90.49%。经过实验验证,得到金浸出率为89.91%,实验结果与响应曲面法优化结果基本一致；浸渣经过一粗一扫两精的浮选实验,最终得到Pb品位50.41%、作业回收率51.11%；Au品位8.56 g/t、作业回收率38.87%的铅精矿。此联合工艺流程得到了不错的选矿指标,实现了资源的综合利用。     

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。     

西藏某氧化铜矿石选矿试验研究

对西藏某氧化铜矿石进行了可选性试验研究。试验根据矿石的工艺矿物学特性,以传统的硫化浮选工艺为基础,采用“硫氧分步粗选-粗精矿混合精选”的工艺流程并辅之以新型高效浮选药剂,有效地选别和综合回收了矿石中的有价元素铜和伴生金、银。闭路试验指标为,铜精矿品位31.66%、回收率83.25%,铜精矿含金1.50g/t、银106g/t,金、银回收率分别为78.62%、64.35%。     

高含碳金矿石浮选工艺流程试验研究

某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。     

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%。     

某低品位多金属金矿综合回收试验研究

某低品位多金属金矿中含有金、银、铅、铁等多种有价元素,有用矿物嵌布关系复杂且粒度较细,含量较低但综合利用价值较高。原矿在磨矿细度-0.074mm含量60%、捕收剂丁黄药和丁铵黑药用量分别为64g/t、13g/t的条件下进行混合浮选,获得金、银、铅混合精矿。混合精矿在pH值为11、矿浆浓度40%、氰化钠用量5kg/t、浸出时间36h的条件下进行氰化浸出获得金、银,对原矿金、银回收率分别为67.24%、38.30%。浸渣在抑制剂氧化钙用量1500g/t、捕收剂乙硫氮和丁铵黑药用量分别为40g/t、10g/t的条件下进行浮铅试验,获得了对原矿铅品位45.32%、回收率53.98%的铅精矿和对原矿回收率为3.16%、5.07%的金、银,金、银总回收率分别为70.40%、43.37%。混合浮选尾矿在磁场强度为111kA/m的条件下,通过一段粗选一段精选,获得了铁品位56.30%、回收率12.76%的铁精矿。采用此工艺综合回收了有价金属,获得了较好的选别指标,为该矿的开发利用提供了重要依据。     

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%。