贵州某卡林型金矿浮选工艺研究

贵州某难处理卡林型金矿采用原矿加温常压碱浸—全泥氰化炭浆法提金工艺,虽金回收率可达85%以上,但生产成本较高,工艺稳定性差,导致企业经济效益差。本研究通过浮选流程、调整剂的优化研究,采用直接细磨浮选和阶段磨选工艺,取得较好的选矿技术指标。采用一段细磨浮选,可获得金品位51.50g/t、回收率86.98%的金精矿;阶段磨选可获得金品位51.10g/t、回收率88.31%的金精矿,为该矿床高效开发利用提供了工艺依据。     

内蒙某金矿扩大连续试验

为考察某含砷原生金矿小试工艺流程及技术指标的稳定性及合理性,模拟生产状态进行了扩大连续试验。连选试验采用阶段磨矿—浮选—重选联合工艺流程,有效回收了矿石中的有用矿物金、砷。浮选作业获得了金品位为48.02 g/t、回收率为81.41%的金精矿(含砷品位为9.84%、回收率为94.21%),重选作业获得了金品位为46.48 g/t、回收率为2.95%的金精矿。连选试验技术指标与实验室闭路试验技术指标基本一致,连选过程平衡、各作业运行稳定,取得了较可靠的选矿指标及工艺参数。     

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。     

某含铜硫金矿综合利用试验研究

采用原矿浮选—浮选硫精矿焙烧—焙烧渣浸铜—浸铜渣氰化浸金的工艺对湖南某难选金矿进行试验研究,结果表明,铜回收率74.00%;金回收率91.14%;焙烧烟气为SO2,硫回收率95.17%;最终浸出渣为铁精矿品位68.72%、铁回收率86.23%。此工艺可综合回收硫、铜、金、铁四种元素,实现资源的综合利用。     

电氯化法提取黄金的试验

为提高晏庄金矿的金回收率,我们对其含金细泥氧化矿进行了电氯化浸出—离子交换吸附提取黄金的小型和半工业试验,可获得83％的回收率。晏庄金矿曾用混汞—摇床、混汞—浮选、混汞—浮选—渗滤氰化等流程,金回收率一般为63％。电氯化—离子     

安徽某高硫金矿金硫综合回收工艺研究

安徽某高硫金矿中银金矿与黄铁矿密切共生,被硫化物所包裹的金占64.51%。针对该矿石的特点,试验分别进行了抑硫选金再选硫及金硫混合浮选—浮选精矿氰化提金试验研究,研究结果表明,金硫混合浮选—浮选精矿氰化提金并回收硫的工艺为最佳方案,获得金总回收率84.90%、银总回收率36.29%、硫总回收率97.26%的金(银)精矿和硫精矿。     

广西某黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿选矿试验研究

广西某金矿为黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿,可回收金主要为黄铁矿、脉石包裹金。金矿物绝大部分为次显微金、胶体金及晶格金,呈均匀分布,极难单体解离,因此金矿物较难富集。试验研究结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺获得金粗精矿金品位为5.82g/t,金回收率为88.85%,较单一浮选工艺粗选金回收率提高5.19%;闭路试验结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺可获得金品位为12.53g/t、金回收率为88.48%的金精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。     

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%。     

敦德矿业含金锌铁多金属矿矿物加工试验研究

对含金锌铁多金属矿开展了矿物加工试验研究。采用破碎—金浮选—锌浮选流程,可获得金品位40g/t、金回收率75%、含锌7%的金精矿;锌浮选通过采用一粗两扫四精浮选工艺,可获得锌品位48%、锌回收率80%锌精矿。     

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。     

甘肃某微细粒浸染型难处理金矿选矿试验研究

对甘肃某微细粒浸染型难处理金矿进行了选矿试验研究, 结果表明, 采用阶段磨矿-阶段浮选-尾矿氰化浸金的工艺流程, 可以获得浮选精矿Au品位45.01g/t、回收率82.79%、金总回收率为92.92 %的较好指标。     

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。     

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。     

对某铜矿石中铜和金的选矿试验研究

采用重—浮联合流程回收某低品位铜矿石中的铜和金。金的回收通过重选富集,进一步上摇床提高金的品位,得到的金精矿的品位为121.45 g/t,回收率为60.73%。铜的回收采用氧硫混浮,浮选通过一次粗选、四次精选、三次扫选,得到最终铜精矿的品位为12.56%,回收率为80.49%。且铜精矿中金的品位也有10.77g/t,产品达到计价标准。     

综合利用含锑砷金精矿关键集成技术试验研究

针对某含锑砷金精矿,通过直接氰化试验、两段焙烧氰化试验、直接氰化—浮选回收锑—浮选尾矿两段焙烧氰化试验等工艺技术进行试验研究。结果表明,采用一级直接氰化、二级氰化尾矿浮选富集锑精矿、三级为锑浮选尾矿两段焙烧氰化关键集成技术方法,含锑含砷金精矿直接氰化金、银浸出率分别为31.22%、85.19%,氰化尾矿浮选产出锑含量为38.80%的锑精矿,精矿产率为10.50%,锑回收率达到90.94%,锑浮选尾矿采用两段焙烧氰化金、银回收率分别达到90.07%、52.70%,该关键集成技术方法使金、银、锑的综合回收率分别达到93.56%、92.99%、90.94%,显著提高了有价金属资源的综合回收效果,实现了含锑砷金精矿资源的高值化、资源化利用。     

提高青海某铁金矿金浮选回收率的研究与实践

针对青海某铁金矿金浮选回收率偏低(仅有80%)的问题开展了系统研究, 发现磨矿粒度偏粗是原来生产金浮选回收率低的关键原因。通过试验确定适宜的磨矿粒度为-0.074 mm粒级占80.40%, 该磨矿粒度下采用一粗-两精-两扫的浮选工艺流程, 闭路试验获得了精矿金品位93.86 g/t、回收率87.96%的良好指标。现场改造在基本不改变浮选工艺流程及药剂制度情况下, 仅降低磨矿粒度, 取得了明显的效果, 金回收率提高到87.5%。     

尾矿再选回收金锌的试验研究

针对多金属硫化矿选矿尾矿进行了浮选工艺再选回收金、锌的试验研究。采用一次金粗选、一次金扫选、三次金精选、一次锌粗选、一次锌扫选、三次锌精选闭路流程,得到了金精矿含金27.25g/t、回收率86.03%以及锌精矿含锌56.84%、回收率79.90%的技术指标。     

乳化-絮凝对某金尾矿中微细粒金回收的影响

陕西小秦岭某浮选金尾矿中的金矿物粒度微细,主要以自然金和硫化物包裹金形式存在。为充分回收该尾矿中的金,并了解乳化-絮凝对微细粒金矿物的强化回收效果,进行了常规浮选和乳化-絮凝浮选工艺条件对比试验。结果表明,在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为100 g/t、2#油为12 g/t的情况下1次常规浮选,可获得金品位为14.00 g/t、金回收率为34.50%的金精矿;在矿浆浓度为25%、石灰用量为120 g/t、丁基黄药为60 g/t、2#油为12 g/t、乳化剂月桂酸皂用量为10 g/t、絮凝剂LR用量为20 g/t的情况下1次乳化-絮凝浮选,可获得金品位为17.31 g/t、金回收率为77.14%的金精矿。与常规浮选精矿指标相比,乳化-絮凝浮选在捕收剂丁基黄药用量下降40 g/t的情况下,金精矿金品位提高了3.31个百分点、金回收率提高了42.64个百分点,表明月桂酸皂乳化-LR絮凝可强化细粒金矿物的回收、大幅度地改善浮选精矿指标。     

青海某金矿浮选尾矿环保提金试验研究及实践

青海某金矿矿石性质属典型的难处理金矿,在生产初期处理混合矿石,浮选回收率较低。基于浮选尾矿矿石性质开展CIL环保提金剂浸出试验研究,环保提金剂浸出生产实践表明,浮选尾矿金的浸出率为53.95%,选矿总回收率达到92.7%,浸出生产成本降低6元/t,年经济效益增加378万元,实现了浮选尾矿环保浸出清洁化生产。