福建川石金矿浮选试验研究及生产实践

福建川石金矿选矿厂前期采用常规浮选工艺生产金精矿,浮选采用一次粗选、三次精选、四次扫选工艺流程,丁基铵黑药和丁基黄药作为捕收剂、松醇油为起泡剂、硫酸铜为活化剂、石灰用作p H值调整剂,选矿厂尾矿中金品位为0.82g/t,金选矿回收率为61.87%。经过工艺流程的优化,调整为一次粗选、两次精选、三次扫选,捕收剂丁基铵黑药30 g/t,丁基黄药100 g/t,起泡剂松醇油30 g/t、SC 15 g/t。最终选矿厂尾矿中金品位降至0.28 g/t,金的回收率为87.32%,年增加经济效益可达1 259.42万元。     

某金矿资源高效回收试验研究

某矿石中金的载体矿物为黄铁矿,针对该矿石,采用浮选工艺对其进行了回收金的试验研究。以Na2CO3作为矿浆pH值调整剂、以Y-89+戊基黄药作为捕收剂,采用一次粗选三次精选三次扫选的浮选工艺流程,闭路试验可获得金品位41.13g/t、金回收率85.45%的金精矿。工艺流程简单,回收指标较好,可作为高效回收金矿物的推荐工艺。     

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%。     

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%。     

辽宁某金矿选矿试验研究

辽宁某含金矿石金品位为3.51 g/t,是主要的有价元素,金主要赋存于自然金中,金属矿物主要为磁黄铁矿,非金属矿物主要为石英、钾长石和钠长石等。为确定适合该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度为—0.074 mm占90%的条件下,以异戊基黄药+BK903G组合作为捕收剂,采用分段浮选工艺,获得了金品位分别为125.96、14.86 g/t,金回收率分别为80.86%、10.87%两个金精矿产品,总的金精矿品位为66.80 g/t,金回收率为91.73%,选矿指标明显高于常规浮选工艺。     

肃北某金矿浮选回收试验

肃北鹰嘴山金矿因开采深度增加,矿石性质发生变化,原全泥氰化浸出生产工艺流程指标变差。该金矿金品位4.60 g/t,含银42.50 g/t,嵌布粒度细小,部分金、银矿物与黄铁矿、次生铅矿物的共生关系密切。为有效回收其中的金、银,进行浮选回收试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 75%、Na_2CO_3用量1 500 g/t、LN+硫酸铜用量40+40 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量100+50 g/t、2~#油用量20 g/t的最佳条件下,原矿经1粗2精1扫闭路浮选,可获得金品位50.2g/t、含银436.0 g/t,金回收率91.94%、银回收率85.59%的金精矿。相比原全泥氰化浸出工艺,金、银回收率分别提高了10,20个百分点左右,指标良好,可作为该金矿新的选矿工艺流程。     

甘肃某金矿浮选药剂优化试验研究

某金矿石金品位为3.25g/t,银、铜等其他金属含量太低,不具备回收价值。矿石中单体金和裸露金含量很低,仅为4.24%;金主要以包裹体嵌布在金属硫化物和氧化矿物中,合计约92.09%;其余为硅酸盐包裹金,仅占3.67%。针对该矿石性质,结合现场浮选工艺流程和药剂制度,开展浮选药剂优化条件试验。获得粗选最佳工艺参数,磨矿细度-0.074mm占84.6%、硅酸钠用量为1600g/t、硫酸铜用量为200g/t、丁基黄药用量为100g/t、丁铵黑药用量为30g/t、二号油用量为100g/t。当磨矿细度-0.074mm占84.6%时,采用最佳药剂制度,通过一粗二精二扫,中矿循序返回工艺流程,获得精矿金品位47.85%,金回收率91.88%,尾矿品位为0.28g/t。精矿和尾矿X荧光半定量分析结果显示,铁、硫、砷、锑等元素含量差别明显,其在精矿中的含量远高于尾矿。说明本浮选工艺对黄铁矿、毒砂、辉锑矿分选效果很好。试验结果对该金矿浮选药剂优化奠定基础,对其选矿生产具有指导意义。     

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。     

江西某金矿尾矿再选试验研究

江西某金矿浮选尾矿属于低品位难处理含金硫化矿，由于尾矿长期堆存，部分硫化矿石表面氧化程度高，为确定该尾矿资源开发再利用工艺，进行了选矿试验。工艺矿物学研究结果表明，矿石中Au品位为0.70 g/t，为主要的回收元素，主要以单体金和硫化物包裹金的形式存在，其次以氧化物包裹金的形式存在；根据该矿石性质特点，采用以多硫化钠为硫化剂的浮选工艺流程处理该矿石。粗选条件试验表明，粗选多硫化钠最佳用量为80 g/t，粗选的最佳矿浆pH值为8；在条件试验的基础上进行硫酸铜、丁铵黑药、丁基黄药和多硫化钠用量正交试验，并对试验结果进行验证试验，最终确定优水平组合为硫酸铜50 g/t、丁基黄药150 g/t、丁铵黑药50 g/t，多硫化钠80 g/t；在矿石粗选磨矿细度为-0.074 mm占90%、矿浆pH为8、煤油用量100 g/t、多硫化钠用量80 g/t、丁基黄药+丁铵黑药用量(150+50) g/t，硫酸铜用量50 g/t，水玻璃用量200 g/t，2#油用量40 g/t的条件下，经“1粗2精2扫”的闭路试验，可获得Au品位13.25 g/t、Au回收率57.16%的浮选金精矿，相较于未添加多硫化钠的浮选流程，精矿指标良好，研究结果为该矿山和类似矿山的尾矿资源回收利用提供一定的参考。     

提高河北某铅锌矿中伴生金回收率的试验研究

河北某铅锌矿原矿含铅0.32%、锌4.83%、金0.73g/t、银20.9g/t,属于低铅高锌型硫化铅锌矿。在工艺矿物学研究基础上,针对河北某铅锌矿伴生金回收率低这一问题,试验采用复合分散剂及合理、可行的工艺流程结构,实现了对矿石中伴生金矿物的有效回收。在磨矿细度-74μm占60%的条件下,采用铅锌优先浮选的工艺流程对矿石中的伴生金进行了回收,通过小型闭路试验获得的铅精矿中金品位为55.43g/t,金回收率达到了69.89%。     

某金矿尾矿浮选回收金工艺研究

某金矿尾矿含金0.68 g/t,含银4.50 g/t,具有较高的综合利用价值,为进一步回收有用元素,对某金矿尾矿进行了工艺矿物学和选别工艺流程研究。原矿物相分析结果表明,金以自然金和包裹金的形式存在,其中自然金占56.50%。浮选试验结果表明：在-0.074 mm 80%的条件下,采用1粗1扫3精的浮选工艺流程,可获得金品位27.68 g/t、银品位107.311 g/t、金回收率72.18%、银回收率42.77%的金精矿,综合回收效果较好。     

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。     

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。     

某富硫高砷尾矿回收金银浮选试验研究

国内某选矿厂的尾矿中含金 0.41g/t,银40.71g/t,同时含有较高的硫和砷。为了探究其中金、银等有价元素回收的可能性,本文进行了较为详细的浮选试验研究。试验考察了金银优先浮选流程、金（银）硫（砷）混和浮选流程以及混浮精矿的硫砷分离,最终获得了含金 1.52g/t,银80.82g/t,硫 41.78%的浮选精矿,金、银、硫回收率分别为66.13%,35.58%和91.29%,实现了综合回收,可为类似矿石的回收利用提供技术参考。     

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%。     

四川康巴难选铜金银矿综合回收选矿试验研究

四川康巴某铜金银矿含金1.40 g/t、银55.2 g/t、铜0.46%,矿石性质复杂,属难选氧化矿。为综合回收其中的有价金属,开展了选矿试验研究工作。在工艺矿物学研究的基础上,确定采用优先浮选工艺,产品方案为金精矿和铜精矿。试验考察了磨矿细度、药剂制度及流程结构对浮选指标的影响,最终获得金精矿含金79.86 g/t,银3114.07 g/t,铜6.03%;铜精矿含铜35.49%,金12.31 g/t,银553.88g/t。金、银、铜的总回收率分别为81.66%,58.60%和50.58%,分选指标良好,达到综合回收的目的,可为类似矿石高效选别提供借鉴。     

老挝某难选金选矿试验研究

老挝某金矿中金品位为4.12g/t，金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中，属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金，开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化，确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”，扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验，获得了金品位为32.16g/t，回收率为57.06%的金精矿1；及金品位为31.48g/t，回收率为24.37%的金精矿2；得到了总回收率为81.43%的金精矿，且尾矿中金品位仅为0.85g/t，金的损失较小，取得了较为满意的生产指标。     

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%。