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。     

川西某金矿选矿试验探索

对川西某金矿的矿石特征进行了研究,在此基础上进行了全泥氰化试验和单一浮选试验。全泥氰化浸渣金品位为0.46 g/t,浸出率为87.5%,另外矿石中金属硫化物较多,且金的粒度细小,有碍于氰化的砷矿物含量较高,不利于金矿物的提取。相对而言,单一浮选工艺流程更适合该金矿床,原矿金品位为3.86 g/t,经过一次粗选、两次精选、两次扫选,获得的精矿金品位为65 g/t,金回收率91.7%。     

中亚某金矿铜硫分离药剂优化提铜试验研究

中亚某金矿石含铜0.21%、含金6.32 g/t,原生硫化铜和次生硫化铜占总铜的96.22%;暴露金和硫化物包裹金占总金的90.07%,包裹金的硫化物主要为黄铜矿。现场1粗1精1扫铜硫混浮,混合精矿磨至-38μm占90%的情况下2粗3精铜硫分离,金铜精矿铜品位仅4.72%。为了获得铜品位超过20%的金铜精矿,对混合精矿进行了铜硫分离药剂优化。结果表明,以Z-200+戊基黄药为捕收剂,采用2粗3精铜硫分离、中矿顺序返回流程处理,可获得铜品位22.39%、金品位602.61 g/t、铜回收率85.34%、金回收率63.68%的金铜精矿,及金品位13.28 g/t、金回收率36.32%的硫金精矿,与现场生产精矿相比,金铜精矿金品位由139.50 g/t提升至602.61 g/t、铜品位由4.72%提升至22.39%、Cu回收率提升了9.35个百分点;闭路试验硫金精矿氰化浸金试验金浸出率为69.49%,浸渣金品位为4.08 g/t,最终金综合回收率为88.92%,达到了理想的试验效果。     

某氰化尾渣综合利用实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。某金矿的全泥氰化尾渣含金0.45 g/t，金主要以硫化物包裹金形式存在，且主要分布于+0.037 mm粒级中。经过分级预处理后，对+0.037 mm矿样，在磨矿细度-0.037 mm15%条件下，采用一次粗选两次扫选三次精选闭路实验流程，获得含金21.25 g/t，作业回收率72.27%的金精矿产品。     

陕西某金矿选矿试验研究

陕西某金矿裸露及半裸露金和硫化物中的金高达89%,针对该矿工艺矿物学特点,分别进行了全浮选流程试验和重-浮联合流程试验。试验结果表明,重-浮联合流程试验指标优于全浮选试验指标。最终可获得:摇床金精矿品位1300.00 g/t,含银6403.13 g/t,摇床尾矿浮选金精矿品位136.66 g/t,含银876.03 g/t,总回收率金为98.54%,银为92.13%的理想指标,最大限度地回收了矿石中的有价元素。     

河南某银金铅锌多金属矿选矿试验研究

对河南某银金铅锌硫化物矿进行浮选试验研究。原矿 入选品位 Ag155.40g/t、Au0.88g/t、Pb1.54%、Zn0.90%, 采用“铅 锌 硫”依次优先浮选工艺流程。闭路试验获得的 选别指 标 为:铅 精 矿 产 率 2.47%、含 Ag4681.64g/t、Au 13.87g/t、Pb57.51%,金回收率52.77%、银回收率88.53%、 铅回收率93.46%;锌精矿产率1.93%、金品位5.15g/t、银品 位197.64g/t、锌品位43.64%、金回收率15.31%、银回收率 2.92%、锌回收率84.69%;硫精矿产率3.16%、金品位4.89 g/t、银品位142.64g/t、金回收率23.80%、银回收率3.45%。     

老挝某难浸金矿石环保浸金实验研究

老挝某金矿矿石类型为蚀变岩型,金为矿石中唯一可回收元素,金属矿物主要为铁的硫化物,部分金包裹在硫化物中,属于较难处理金矿石。针对该矿石开展环保浸金剂浸金实验,获得较佳工艺参数为:原矿金品位为5.47 g/t,磨矿细度-0.074 mm含量90%,矿浆浓度40%,石灰用量3000 g/t,铁氰化钾助浸剂用量600 g/t,碱和助浸剂预处理2 h,金蝉浸金剂用量3000 g/t,浸出时间32 h,金浸出率可以达到93.97%以上。验证实验表明,在较佳工艺条件下,金的浸出率较稳定。      

某卡林型金矿浮选工艺试验研究

某金矿石金品位为3.20g/t,是主要的回收元素,其中伴生的锑可作为综合回收的对象。原矿中金主要被硫化物包裹,占80.51%,其次被氧化物包裹,占11.58%,单体金和连生金较少,只占4.24%。针对该矿石性质,在原有工艺流程和药剂制度基础上,开展浮选条件试验,获得最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、碳酸钠用量为2000g/t、硫酸铜用量为200g/t、硝酸铅用量为150g/t、丁基黄药用量为150g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗三精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位46.14%,金回收率90.91%,尾矿品位为0.29g/t。尾矿工艺矿物学表明,尾矿中流失的金主要是硅酸盐包裹金、单体及连生体金,尤其是硅酸盐包裹的金未能回收。尾矿中+0.044mm粒级的金占30.90%,可探讨重选工艺回收的可能,-0.025mm粒级的金占60.07%,粒度过细,很难通过浮选工艺回收。     

甘肃某低硫化物金矿选矿试验研究

本文根据甘肃某低硫化物金矿的矿石性质特点,采用重选-浮选联合流程对其进行回收利用,分别进行了磨矿细度试验、调整剂种类试验、捕收剂种类试验等条件试验,在此基础上进一步进行了闭路试验。矿石性质结果表明,该矿石为贫硫化物石英脉型含金矿石,主要金属矿物为黄铁矿,金为矿石中唯一有价元素,金品位为2.82g/t,矿石中的金主要分布在自然金和硫化矿物中两部分,适宜采用重-浮选联合流程。试验结果表明,通过重选可得到金品位为3643.28g/t,回收率38.60%的高品位金精矿;通过一粗-两精-两扫的浮选工艺流程,可得到金品位为55.55g/t,回收率55.91%的浮选金精矿。金的总回收率为94.51%,矿石中的金得到了充分的回收利用。该工艺流程简单,选矿指标优,产品多元化,得到的高品位金精矿可直接通过火法炼金,提高企业经济效益和适应性。     

某含金汞冶炼渣浮选试验

某含金1.85 g/t的汞冶炼渣中金主要以游离微细金和硫化物包裹金的形式存在,对该二次资源进行了浮选回收金的试验研究。结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程处理该试样,可以获得金品位为28.65 g/t、回收率为68.45%的金精矿,导致金回收率不高的主要原因是金颗粒微细和被碳酸盐、褐铁矿、石英和硅酸盐等矿物包裹。     

某多金属硫化物金矿综合利用试验研究

某多金属硫化物金矿属于石英脉型矿床,矿石原生泥含量高,对选矿影响大。笔者针对该矿石性质,在保证金的回收率的前提下,采用先浮选金后浮选锌的选矿工艺,分别得到含Au41.51g/t,回收率94.56%的金精矿;含Zn 43.30%,回收率66.71%的锌精矿,同时金精矿中还回收了大部分铜、铅、银等,为该矿的综合利用提供了较好的方案。     

某铜金矿选矿试验研究

对含Au3.03g/t,Cu3.52%的铜金矿进行可选性试验,最终确定重选回收粗粒金,重选尾矿先浮选硫化铜再浮选氧化铜的方案。通过重选可获得含金915.5g/t,收率为12.96%的粗粒金产品;重选尾矿在-200目占90.44%的细度下进行浮选,通过试验可获得含铜27.23%,回收率为54.85%的硫化铜精矿和含铜33.17%,回收率为26.20%的氧化铜精矿,铜总的回收率可达81.05%,尾矿仅含铜0.74%。重选尾矿中的金绝大部分进入硫化铜精矿,其含金31.25g/t,回收率为73.12%,金总的回收率可达91.80%。     

某低炭质细粒级金矿石选矿试验

某低硫低炭石英脉型细粒级金矿石金品位为3.62 g/t,金主要为自然金,嵌布粒度主要为0.005~0.02mm,最大粒度为0.035 mm,以不规则柱状、粒状被包裹于石英边缘,石英和高岭土是矿石中的主要脉石矿物,其次是黄铁矿、褐铁矿、绢云母、炭等。采用重浮联合工艺流程进行了矿石的选矿工艺研究,确定的选矿工艺流程为1次摇床重选,1粗2精4扫、中矿顺序返回浮选流程,获得了金品位为295.45 g/t、金回收率为32.60%的重选精矿和金品位为46.64 g/t、金回收率为59.26%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.51 g/t、金回收率为91.86%。     

新疆某围岩蚀变型含泥金矿选矿试验

新疆某国有大型黄金矿山矿石特点为矿体极度破碎、原生泥和次生泥含量高,载金硫化矿浮选分离精度低,部分载金黄铁矿嵌布粒度微细且结晶程度较差,金的高效回收技术难度大。基于矿石工艺矿物学特性,取消原泥砂分选工艺,开发应用“全粒级粗磨粗选-中矿再磨单独选别-再选产品梯级返回”选矿工艺流程,强化泥质脉石高效抑制和载金矿物有效活化,应用泥质脉石抑制剂XJ-12和微细粒载金黄铁矿浮选增效剂AXJ-1,在原矿Au品位2.19g/t条件下,实验室全流程闭路试验获得Au品位30.30g/t、Au回收率86.28%的金精矿,有效降低细泥对浮选的干扰,提高难选目的矿物可浮性,实现了金的高效回收。     

从西藏某斑岩型硫化铜矿中综合回收铜金浮选新工艺

西藏某斑岩型铜矿中含铜1.10%～1.30%、含金0.04～0.08g/t,矿石中铜矿物以辉铜矿为主、黄铜矿次之,铜矿物嵌布粒度细、且嵌布关系复杂,金主要与铜矿物和黄铁矿伴生,原有工艺铜精矿中的金难以富集到1g/t以上,且铜回收率偏低。为高效综合回收矿石中的铜金资源,开发了低碱条件下"铜硫部分混合浮选"新工艺,并以新型捕收剂ZH-01为铜硫混选的捕收剂,铜硫混选粗精矿经一次精选后,获得合格的铜精矿。实验室小型闭路试验结果表明,在磨矿细度-74μm含量占70%、原矿含铜1.21%、含金0.06g/t的条件下,获得了含铜35.27%、铜回收率94.12%,含金1.11g/t、金回收率56.23%的铜精矿。与现场工艺相比,新工艺不仅提高了铜的回收率,伴生金也得到了综合回收,实现了矿石中铜金的高效综合回收。     

某高硫含砷碳低品位难处理金矿选矿试验研究

某低品位金矿石原矿含金1.68 g/t,砷0.43%、碳0.40%、硫3.20%,金以显微或次显微形式浸染于毒砂、黄铁矿、褐铁矿中,具有载金矿物粒度细、砷和碳含量高等特点,是典型的低品位含砷碳极难处理 金矿石,严重影响金的浮选指标。为回收利用矿石中的金,分别进行了直接全泥氰化浸出、重选、浮选三种方案对比试验研究。结果表明,直接全泥氰化浸出率仅5%,重选金精矿回收率不足10%,浮选可获得金品位 15.04 g/t、回收率77.13%的金精矿。由于浮选金精矿含砷、碳、硫有害元素均较高,浮选尾矿含金0.42 g/t,损失较高,因此试验采用焙烧预处理以脱除金精矿和尾矿中的有害元素,然后焙砂氰化浸出回收金。最终 试验采用浮选—金精矿焙烧氰化浸出—尾矿焙烧氰化浸出联合工艺,得到金总回收率70.66%的较好指标,有效地回收了矿石中的金。     

某金多金属矿选矿试验研究

针对某金多金属矿的嵌布特点,采用优先选金-再选锌工艺,可获得金品位30.93g/t、银品位870g/t、金回收率92.49%、银回收率94.60%金精矿及锌品位48.06%、锌回收率49.14%的锌精矿,同时锌精矿含金4.66g/t、银16.78g/t、金回收率1.44%,银回收率0.19%,金总回收率为93.93%、银总回收率94.79%,综合回收了有价金属,达到较好的选矿效果,为该矿的开发利用提供重要依据。     

甘肃某含金多金属硫化矿金铅回收试验

对甘肃某含金多金属硫化矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程优先选铅,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程选金,最终获得了铅品位为40.86%、铅回收率为93.13%、含金35.51 g/t、金回收率为36.74%的铅精矿,和金品位为8.94 g/t、金作业回收率为93.48%的金精矿,金的总回收率为95.88%。     

福建某低品位金铜混合矿石综合回收利用工艺研究

福建某低品位金铜混合矿石含Au 0.36 g/t、Cu 0.29%、Ag 7.4 g/t、S 4.02%,若直接氰化,铜进入金氰化浸出系统,不但得不到回收,还会恶化选金指标,增加生产成本。针对该低品位金铜混合矿,采用浮选+氰化联合工艺进行选别。浮选作业考察了磨矿细度、石灰用量、捕收剂种类、分散剂种类对浮选指标的影响,结果表明,在磨矿细度为-0.074 mm 60%、石灰用量为1500 g/t、Z-200作捕收剂、水玻璃作分散剂时,浮选效果最佳,闭路实验获得铜精矿含Au 16.74 g/t、Cu 20.21%,金、铜回收率分别为61.90%和87.09%。将浮选尾矿进行氰化浸出,考察了氰化钠浓度和氰化时间对金浸出率的影响,结果显示,在氰化钠初始浓度300 mg/L浸出24 h,金浸出率为71.26%。全流程Au回收率达到89.05%,Cu回收率达到87.09%,最终达到综合高效回收矿石中金铜的目的,为此类资源的开发提供了技术支撑。      

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。