四川某金矿石重选-浮选联合工艺试验

四川某地金矿中的金品位为3.74 g/t,以自然金的形式存在,其粒度微细,且以包裹金、粒间金和裂隙金的形式分布于黄铁矿中,尼尔森重选试验后可获得部分合格金精矿,但尾矿金品位偏高,这是由于一些未解离的自然金和一些载金硫化物损失所致,为进一步降低尼尔森尾矿金品位,后续需要通过尼尔森重选工艺参数优化以及采用联合工艺回收剩余的硫化载金矿物,达到降低尾矿金品位,提高金总体回收率的目的。嵌布在黄铁矿和充填在黄铁矿粒间的自然金可随黄铁矿浮选回收。因此采用尼尔森重选-浮选联合选别工艺开展试验。确定适宜的尼尔森重选条件为：磨矿细度-0.074 mm占70 %,重力倍数90 G,液态化水量9 L/min,该条件下可获得金品位67 g/t,回收率80.72 %的重选金精矿。针对尼尔森重选尾矿开展浮选条件试验,确定的最佳药剂制度以及操作参数为：活化剂硫酸铜用量100 g/t,捕收剂丁基黄药：丁胺黑药2：1、用量为40 g/t,起泡剂2号油用量20 g/t以及粗选时间为3 min,该条件可获得金品位11.04 g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“1粗2精2扫”浮选流程,进行重选-浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6 g/t,回收率73.81 %的重选金精矿;金品位63.1 g/t,回收率24.25 %的浮选金精矿以及金品位0.09 g/t,回收率1.92 %的浮选金尾矿。     

某金矿快速浮选工艺与重—浮联合工艺对比试验研究

在对某金矿矿石性质研究的基础上,采用快速浮选工艺与重—浮联合工艺进行对比试验研究,探索两种工艺的最优流程与药剂制度。结果表明,原矿金含量为2.43 g/t,其他有价金属含量较少,当磨矿细度为-0.074 mm占70%时,裸露金含量占57.49%,其他主要为黄铁矿和毒砂包裹金。在-0.074 mm占70%的细度条件下,采用快速浮选工艺,可获得金品位54.20 g/t、回收率70.81%的金精矿1和金品位17.52 g/t、回收率19.76%的金精矿2,金综合回收率达到90.57%;采用重—浮联合工艺,可获得金品位177.2 g/t、回收率29.44%的重砂和金品位30.68 g/t、回收率59.52%的金精矿,金综合回收率为88.96%。两种工艺均贯行的是“能收早收”的原则,但选矿指标略有差异,快速浮选工艺有利于提高金的回收率,而重—浮联合工艺则有利于获得部分高品位精矿产品。可根据实际情况选择不同的工艺流程。     

某金矿石选矿工艺流程研究

为确定某金矿石的合理开发利用工艺,对常规浮选流程、尼尔森重选+常规浮选流程、快速浮选+常规浮选流程分别进行了研究。结果表明,矿石采用常规浮选流程可获得金品位62.95 g/t、回收率92.44%的金精矿,尼尔森重选+常规浮选流程可获得金品位为63.08 g/t、回收率为92.45%的总金精矿,快速浮选+常规浮选流程可获得金品位为62.33 g/t、回收率为93.89%的总金精矿;从流程合理性和总体效益上说,快速浮选+常规浮选流程更好,宜作为后续设计依据。     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为 2. 83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所 产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现 阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。 基于矿石中金的嵌布特征, 开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研 究。 结果表明:在磨矿细度为-0. 043 mm 占 87%、重力倍数为 80 G、流 态化水量为 3 L/min 的条件下进行尼尔森重选, 可以获得金品位为 35. 44 g/t、金回收率为 55. 85%的重选金精矿和 金品位为 1. 34 g/t 的重选尾矿,对重选尾矿进行 2 粗 2 精 2 扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为 13. 80 g/ t、金回收率为 31. 38%的浮选金精矿。 矿石经尼 尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为 87. 24%、金品位为 22. 69 g/t,尾矿金品位为 0. 42 g/t 的指标。 研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。     

广东某低品位金矿选矿优化试验研究

针对广东某低品位金矿,在原有工艺的基础上进行实验室对比试验,采用单一浮选和浮选加尼尔森重选的方案进行综合评价。试验得到:单一浮选条件下细度在-0.075mm 84%时,闭路流程可获得产率2.22%,金品位63.30g/t,回收率88.31%的金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至细度-0.075mm 68%时,浮选闭路试验可以获得产率1.95%,品位29.32g/t,回收率78.47%的浮选金精矿。此项试验表明,尼尔森重选+浮选为最优的选别方案。     

云南某复杂难处理金矿工艺指标优化试验研究

为综合高效回收利用难处理金矿资源,以云南某复杂难处理金矿浮选尾矿(金品位为0.75 g/t)为研究对象,尾矿通过"再磨再选"浮选工艺获得金精矿,工艺指标良好,金精矿产率2.22%,金品位22.58 g/t,金回收率16.66%(对原矿)。全流程闭路试验获得的金精矿总产率6.67%,金品位41.62 g/t,金回收率92.25%,最终尾矿金品位降至0.25 g/t。研究结果为难处理金矿石的选别提供了有益参考。     

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。     

豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

某金矿石重选——浮选试验研究

某金矿石金品位1.98 g/t,嵌布粒度较粗,79.00%的金以裸露及半裸露金的形式存在。为合理开发利用该金矿资源,进行选矿试验研究。结果表明,矿石适宜采用尼尔森选矿机先回收粗粒金、重选尾矿采用丁基黄药+丁铵黑药作组合捕收剂进行浮选提金。在磨矿细度-0.074mm 69.8%的条件下,原矿1粗2精重选—重选尾矿1粗3精2扫闭路浮选试验可获得重选金精矿品位5 250.00 g/t、回收率53.03%和混合金精矿(重选中矿与浮选精矿合并)品位41.26 g/t、回收率42.52%的良好指标,实现了该金矿资源的高效回收利用。     

黄铁矿中金的性状及其利用

黄铁矿是金的主要载体矿物,金在黄铁矿中的分布是不均匀的,其金的含量高低相差可达数十倍。对金矿床本身而言,一般细粒级、破碎的黄铁矿含金量高。对黄铁矿本身而言,结晶形态不同的黄铁矿其含金量也相差很大。黄铁矿中金主要是以自然金的形式赋存于其中,其产出形态受到矿物本身结构构造控制多呈片状、脉状、无规则状。扫描电镜分析结果表明,在可见金及显微金周围容易发现次显微金。为了提高金的回收率,应特别注意对细粒级黄铁矿中金的回收和利用。     

湖北阳新富水金矿金赋存状态的研究

富水金矿金赋存状态的研究表明:强烈硅化作用形成的石英,玉髓并不含金;借助电子探针,电子显微镜的分析,查明金主要以次显微金的形式吸附于粘土矿物高岭石,水云母晶体的边缘;褐铁矿,赤铁矿中的包裹金是金的重要赋存形式;另外,金部分地以显微粒间金的形式产出,这些成果为研究矿床的成因,矿床的综合评价和工业利用提供了必要的,可信的依据。     

一种微细浸染型金矿金的赋存状态研究

本文首次报导了湖北省微细浸染型金矿金的赋存状态。通过研究确定了金属于超显微粒级的不可见金,查明了金的赋存形式多样:毒砂中的金是以类质同象晶格金的形式存在,Au~(1+)替代毒砂中的Fe~(2+);粘土矿物中的金呈小园球状的次显微金和胶体金粒被吸附在水云母、高岭石晶体边缘,自然金粒度为0.02～0.35微米。此成果为研究本矿床成因,矿床综合评价和工业利用提供了可信依据。     

莒南金矿金矿物嵌布特性及选矿理想技术指标预测

本文通过研究矿石中金矿物嵌布特性,以及其他矿物的嵌连性质,对不同选矿方法所能获得的选矿理想技术指标进行了预测,认为唯有采用混合浮选,而后分离黄铁矿的流程,才能获得好的选别指标。     

某氧化金矿石富氧浸出试验研究

针对某氧化金矿石的特性及所处地理位置,若采用常规氰化浸出工艺,浸出16h后,金的浸出率才能达到 95％,氰化物消耗为2．03kg/t。为此,本文提出采用“富氧氰化浸出工艺”进行处理,试验表明,该工艺能显著提高浸吸速率,浸出8h后,金的浸出率96．68％,而氰化钠用量只需要常规浸出的一半。如果浸出过程中加入活性炭,金的吸附率为 99．14％。     

熔渣炉在有色冶金工业中应用的研究

１９８４年北京矿冶研究总院提出的复杂金精矿熔渣炉熔融脱硫造渣工艺方案已获应用,使矿产铜仅３６００ｔ／ａ的烟自冶炼厂金产量达到１．２ｔ／ａ,每年新增利润３００万元。本文对课题的开发、方案的选译做了详细介绍;论述了熔渣炉结构特点和熔炼过程,指出了熔渣炉熔池中充满着呈激烈搅动状态的炉渣熔体,少量硫化物未形成稳定冰铜层;还就熔渣炉熔炼金精矿的技经指标和处理能力的提高,以及磁住氧化铁行为等问题进行了系统总结。床面积仅１．９５ｍ￣２的烟台熔渣炉日处理金精矿可达６０ｔ,冶炼强度高达３０ｔ／ｍ￣２·ｄ。它的首次应用为复杂金精矿处理、小型铜厂和小型铅厂扩大黄金生产开辟了新途径。     

某高砷高硫金精矿焙砂浸金特性的研究

某高砷高硫金精矿焙砂含Au 84.27 g/t, 含As 0.55%、S 1.03%, 生产现场金的氰化浸出率不足80%, 迫切需要查明该焙砂的浸金特性。结合化学成分和物相分析, 发现含铁物相包裹是浸金渣中残留金难以浸出的根本原因。浸金渣残留金(19.54 g/t)中包裹金占96.66%, 主要包裹物相有氧化铁、毒砂和黄铁矿等含铁物相, 92.68%的包裹金存在于这些含铁物相中。浸金试验中焙砂及浸金渣所达到的浸出率分别只有84.47%、16.70%, 进一步验证了含铁物相中的包裹金极难浸出, 焙砂的浸金率很难继续提高。     

某氰化提金尾矿综合回收金的试验研究

论述了采用浮选工艺流程，对某矿山现场生产过程中经过氰化浸金以后、尾矿处理之前的生产尾矿进行了实验室试验研究，通过不同条件和闭路试验研究表明：采用两粗两扫两精的原则浮选工艺流程，取得效理想的金精矿品位试验指标，有效地回收了该氰化尾矿中的有价元素金。     

东北寨金矿碳质物的性质及其对金浸出的影响

东北寨碳质硫化物金矿中的有机碳质物通过 Na OH浸出、苯抽提和多种酸浸出被分为三部分。矿石中的有机碳主要是多酸浸出残渣中的碳 ,占总有机碳的 55.4 1% ;其次为苯提取物中的碳 ,占总有机碳的 37.79% ;碱提取物中的碳含量最少 ,占总有机碳的 0 .61%。原矿样、元素碳提取物和碱处理残渣在含金氰化物溶液中具有一定的吸附能力。细菌氧化前后 ,矿石中有机碳含量几乎没有变化 ,但金的浸出率大于 95%。东北寨金矿的难浸特性在于矿石中的金主要是被硫化矿物包裹 ,而矿石中碳质物对金的浸出率影响很小。     

青海某难选金锑矿石综合回收选矿试验研究

青海某金矿石属少硫化物石英斑岩型微细浸染状金矿石,金粒度小于0.005mm,主要包裹在硅酸盐、碳酸盐以及含砷黄铁矿等硫化物中,有害元素砷含量较高,属于难选冶矿石。针对该矿石性质进行了原矿直接氰化浸金,原矿氧化焙烧-氰化浸金及浮选等工艺流程的对比试验。结果表明,锑金优先浮选-金精矿抑砷浮选是处理该矿较为合理的工艺。锑、金分别经过两次粗选、两次扫选、两次精选,可获得锑品位为57.00%,锑回收率为62.70%的锑精矿,金品位为32.35g/t,金回收率为73.28%的金精矿。