辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

某卡林型低品位难选金矿浮选试验

针对贵州某卡林型金矿原矿含金较低,金主要以超显微状态分布在硫化物、硅酸盐矿物和碳酸盐矿物中,金及其载体矿物嵌布粒度微细等问题,进行了工艺矿物学研究和试验室优化试验研究。试验最终得到了含金20.77 g/t、金回收率为59.99%的精矿1和含金6.73 g/t、金回收率为30.19%的精矿2,金总回收率达90.18%,尾矿金品位降至0.57 g/t的闭路试验结果;与现场选矿工艺制度相比,不仅减少了药剂生产成本,同时提高了金回收率,增加了经济效益,为卡林型难选低品位金矿的浮选提供了借鉴。     

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。     

柱机联合浮选在某含金硫化矿中的应用

河南某金选厂矿石主要为细粒嵌布含金硫化矿,为了实现矿石中金的高效回收,降低生产成本,本研究根据含金硫化矿原矿性质特点,采用柱机联合一粗一精一扫浮选工艺,对其进行了半工业试验。通过条件试验确定了最佳试验参数。当试验原矿品位为5.11 g/t时,试验最终得到回收率88.80%、品位为65.77 g/t的合格精矿。试验结果表明在试验回收率与工业相当的前提下,半工业浮选工艺具有提高金精矿品位约10.00 g/t并缩短工艺流程的优势。     

短锥旋流器在狮子山铜矿尾砂选金中的应用

介绍短锥旋流器在狮子山铜矿尾砂选金中的应用情况。原矿采用一段闭路磨矿，一粗二精二扫的浮选流程，磨矿细度－0．074mm占60％，浮选尾矿含Au0.2g/t,Ag4.2g/t。采用以特殊曲线形状筒体短锥旋流器为主体的ZXF－500高效重力选金机组处理浮选尾矿，获得品位21．25g/t的金精矿。     

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。     

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%。     

云南某地金矿选矿工艺试验研究

对云南某地金矿石进行了Falcon离心选矿机重选和氰化浸出试验,确定了适合处理该矿床金矿石的最佳选别方法.其中Falcon离心选矿机重选试验得到好的选别指标.金矿石原矿含金7.7g/t,金精矿含金高达514.03g/t,尾矿含金0.36g/t,金的回收率为95.4%.此选别工艺最大的特点为无氰选别,选矿工艺简单,对环境污染小,得到金精矿品位及回收率高,解决了该地区氰化浸出选别流程造成的巨大环境污染的问题.     

老挝某金尾矿浮选—氧化浸出试验研究

老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO₄和Pb(NO₃)₂为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。      

某铜铅浮选尾矿中锌及伴生组分的综合回收试验研究北大核心

针对某铜铅浮选尾矿含有金银锌硫等有价组分,可综合回收利用。但由于矿石中锌含量较低,主要以铁闪锌矿形式存在,同时硫含量较高,因此难以获得品质较好的锌精矿,导致产品销售价格较低,选矿经济效益得不到有效发挥。为增加企业经济效益,对该尾矿进行了选矿试验,旨在对矿石中的低品位锌进行有效回收,同时回收矿石中的伴生组分金银,为选厂进行生产改造提供技术依据。铜铅尾矿锌品位为0.39%,金银含量分别为0.77、10.15 g/t,试验采用锌硫混选—锌硫分离工艺,通过添加含锌矿物的新型环保活化剂X-46和硫铁矿的选择性抑制剂BK526,在最佳的工艺条件下,闭路试验获得了锌精矿锌品位为46.27%、锌作业回收率为80.35%,含金8.24 g/t、含银103 g/t;硫精矿硫品位为46.54%、硫作业回收率为87.63%,含金3.00 g/t、含银29.80 g/t的理想指标。伴生组分金银在锌、硫精矿中得到了有效富集。     

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。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。     

云南某难选金矿石重—浮联合工艺选矿试验研究

云南某金矿石含炭质高,金矿物主要为自然金,部分金和硫化矿物聚集程度较高,多数粒度较细小,宜采用富集后再氰化浸出工艺提金。试验研究表明,适宜的富集工艺为-200目占85%的磨矿产品摇床重选,摇尾1粗2精2扫、中矿顺序返回流程浮选,可获得金品位295.45 g/、t回收率32.65%的重砂;金品位42.07 g/、t回收率53.46%的浮选金精矿,总金回收率达86.11%。     

贵州某低品位石英脉型金矿石选矿试验

贵州某石英脉型金矿石金含量为3.04 g/t,金属硫化物中的金和单体金是金存在的主要形式,金的产出形态有浑圆粒状、板片状和角粒状等,嵌布粒度微细。为了高效回收该矿石中的金,进行了选矿试验研究。结果表明：矿石在磨矿细度为-0.074 mm占55.6%情况下,采用尼尔森选矿机重选,获得了金品位为236.01 g/t、金回收率为26.39%的尼尔森重选金精矿;尼尔森重选尾矿再磨至-0.074 mm占80.44%后,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,获得了金品位为41.37 g/t、金回收率为57.84%的浮选金精矿;总精矿金品位为55.78 g/t,金回收率为84.23%。     

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。     

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%。     

小秦岭地区某含钨碲金矿工艺矿物学及综合利用试验研究

以小秦岭地区某金矿伴生钨碲为研究对象,采用原子吸收光谱仪、MLA、能谱分析仪、扫描电镜等分析测试手段对其进行了工艺矿物学研究,并在此基础之上进行了金、钨、碲的综合利用试验研究。工艺矿物学研究结果表明:主要可回收的元素为Au、W和Te,黄铁矿为主要载金、载碲矿物,金主要以自然金、碲金银矿的形式存在,碲主要以碲金银矿、碲银矿、碲铋矿的形式存在,钨多以白钨矿的形式存在。采用优先浮选金碲—尾矿选钨的工艺流程,可获得指标良好的金碲精矿和白钨精矿,金碲精矿中Au、Te品位分别为44.26 g/t、148.90 g/t,回收率分别为96.02%、91.71%;白钨精矿中WO₃品位为33.68%,回收率为67.43%。该研究为小秦岭地区矿产综合利用提供了技术借鉴。