甘肃某高砷金矿伴生金属综合回收试验研究

甘肃某金矿属于含砷较高的铅、锌、金、银多金属矿,有用矿物种类较多。在原矿性质研究的基础上,进行了不同工艺方案的试验研究。在综合分析了各种方案的技术指标及优缺点的情况下,确定采用优先选铅-锌硫混浮-锌硫分离工艺试验方案。在最佳条件试验基础上,最终闭路试验可以获得铅品位为47.71%,铅回收率为71.45%,伴生金品位为16.50g/t,金回收率为8.82%,伴生银品位3 561g/t,银回收率为72.62%的铅精矿,锌品位为40.42%,锌回收率为48.07%的锌精矿和金品位为30.86g/t,金回收率为84.01%的金精矿。该方案产品结构合理,铅、锌、金、银等有价金属均能得到较好的回收。     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

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。     

贵州某高砷锑矿石选矿试验

贵州某高砷锑矿石锑含量为0.61%、砷含量为1.02%,锑主要以辉锑矿形式存在,砷主要以毒砂形式存在。为给该矿石中锑、砷回收提供技术依据,对其进行了选矿试验。抑锑浮砷、锑砷混合浮选再分离、浮锑抑砷原则流程对比试验结果表明,浮锑抑砷工艺流程指标较好。在磨矿细度为-0.074 mm占92.78%条件下,采用浮锑抑砷工艺流程选锑,以水玻璃为抑制剂、硝酸铅为活化剂、丁铵黑药+乙硫氮为捕收剂、2号油为起泡剂,经1粗1精优先选锑,获得了锑品位为57.49%、回收率为79.52%的锑精矿,砷含量为0.54%,选锑尾矿经1粗2精2扫浮选流程选砷,获得的砷精矿砷品位为10.17%、金品位为29.16 g/t、砷回收率为82.79%、金回收率为80.98%,砷精矿中锑品位为1.04%,实现了砷锑的高效分离回收。     

青海某金锑矿浮金试验研究

青海某金锑矿主要可回收利用元素为Au和Sb,金品位为3.50g/t、锑品位1.95%,有用金属矿物主要为辉锑矿和黄铁矿,金的嵌布粒度极细,主要包裹在黄铁矿中。对该矿进行浮选研究,结果表明:原矿磨至-0.074 mm占80.32%时,经一次金粗选,两次金扫选,金粗精矿再磨至-0.037 mm占95.45%时,经三次金精选的浮选闭路试验流程,可获得产率为4.01%,金品位为74.46g/t,锑品位为4.19%,金回收率为85.31%,锑回收率为8.62%的金精矿,产率为95.99%,锑品位为1.86%,金品位为0.54g/t,锑回收率为91.38%,金回收率为14.69%的浮金尾矿,较好地实现了从金锑矿中优先浮选金,浮金尾矿作为选锑原料进一步浮选锑的目的。     

某含砷金矿石浮选试验研究

从含砷金矿石中回收金一直是浮选研究的重要课题。试验采用石灰、亚硫酸氢钠和少量氰化物作为毒砂的抑制剂及适宜的选别流程,可以有效实现金与毒砂的分离。金精矿含砷0.27%,砷的脱除率92.68%;金精矿金品位82.30 g/t,金回收率87.01%。     

国外某难选高砷铜金矿石选冶联合工艺研究

国外某高砷铜金矿石金、铜、砷品位分别为3.46 g/t、1.028%、1.16%,为高效开发利用该矿石资源,进行了系统的浮选试验以及加压预氧化、氰化浸金试验研究,确定采用混合浮选—铜砷(硫)分离—硫砷精矿加压预氧化氰化浸金—尾矿直接氰化的选冶联合工艺。试验结果表明:原矿在磨矿细度为-0.074 mm占85%时,经1粗2扫混合浮选,混浮精矿再磨至-0.038 mm占85%,经1粗2精1扫铜砷(硫)分离获得铜、金、砷品位分别为22.49%、27.43g/t、0.42%,铜、金、砷回收率分别为87.99%、35.12%、1.88%的铜精矿以及铜、金、砷品位分别为0.47%、9.03 g/t、5.90%,铜、金、砷回收率分别为6.03%、37.93%、86.57%的硫砷精矿;采用加压预氧化—氰化浸金工艺处理硫砷精矿,金对原矿的回收率达到36.19%;采用直接氰化浸金工艺处理混合浮选尾矿,金对原矿的回收率为10.77%;铜和金的选冶综合回收率分别达到87.99%、82.08%,实现了矿石中铜和金的有效回收。     

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。      

新疆某金矿石浮选工艺优化试验

新疆某金矿石金品位2.00 g/t,砷含量较低,硫和铁含量较高,金矿物主要赋存于硫化矿和脉石矿物中。为有效回收矿石中的金,进行浮选工艺优化试验。结果表明,相比金粗精矿不再磨工艺,选取丁铵黑药为金矿物捕收剂、石灰为砷矿物抑制剂、氯化铵为金矿物活化剂,原矿磨矿(-0.074 mm 75%)—2粗2扫—金粗精矿再磨(-0.025 mm 85%)—3次精选工艺闭路流程可获得金品位40.63 g/t、回收率70.70%,含砷0.07%、砷回收率2.71%的合格金精矿,说明金粗精矿再磨浮选工艺适宜作为该金矿石的选别工艺。     

河南某金矿石金砷浮选分离试验研究

河南某金矿石含金2.00 g/t，含砷1.24%，属高砷难处理金矿石。对该矿石采用石灰控制矿浆pH为抑制砷矿物所需的碱性，同时加入保护剂LA破坏金载体矿物黄铁矿表面因碱性条件而生成的氧化亲水膜，成功实现了金砷浮选分离，闭路试验所得金精矿金品位达68.00 g/t，金回收率达78.43%，砷含量仅为0.37%。机理分析表明，对于金载体矿物是硫矿物的含砷金矿石，由于砷矿物和硫矿物热力学稳定性的差异，在碱性条件下，通过加入保护剂LA破坏硫矿物表面的亲水氧化膜，实现金砷分离在理论是可行的，从而为试验结果提供了理论依据。     

老挝某金矿重选-重选尾矿氰化浸金实验

为预先回收老挝某金矿石中的中粗粒金,开展了重选-重选尾矿氰化浸金实验,结果表明,在磨矿细度-0.074 mm粒级占75%、重力值为60G、重选流态化水流量3.6 L/min、给料速度500 g/min条件下,尼尔森重选获得的金精矿品位为15 812.50 g/t,回收率达到21.94%;在磨矿细度-0.074 mm粒级占90%、矿浆浓度40%、CaO用量3 000 g/t、预处理2 h、NaCN用量800 g/t、浸出时间32 h条件下对重选尾矿进行氰化浸金,金浸出率达到74.24%。两种工艺联合最终获得金总回收率96.18%。     

国外某金矿石选矿试验研究

国外某金矿石含金量达7.98 g/t,粒度细小、主要呈浑圆粒状和角粒状的金矿物与主要载金矿物黄铁矿和毒砂嵌布关系密切。为高效开发利用该矿石资源,在探索试验基础上,采用重选-浮选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60%的情况下,采用1粗1精开路摇床重选,重选尾矿1粗2精2扫、中矿顺序返回浮选流程处理,最终可获得金品位为450.00 g/t、回收率为17.48%的重选金精矿和金品位为54.20 g/t、回收率为76.54%的浮选金精矿,总精矿的金品位为64.80 g/t、回收率为94.02%。因此,重浮联合流程是处理该矿石的有效流程。     

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。     

从山西某金矿尾矿中回收金锌试验研究

介绍某金矿堆存尾矿综合回收金锌工艺试验研究,采用混合粗选、混合粗精矿顺序浮选金锌的工艺流程处理该尾矿,最终获得含金34.28 g/t、含锌10.36%、金回收率62.93%的金精矿,含金2.18 g/t、含硫37.86%、硫回收率73.46%的硫精矿,含锌45.62%、含金1.12 g/t,锌回收率67.47%的锌精矿,有效地解决了金锌分离,实现了二次资源的综合利用,对该矿可持续发展具有重要的现实意义。     

某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石选矿试验

为了给某石英脉型微细粒嵌布低品位金矿石的开发利用提供依据,根据矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出-浮选精矿焙烧后氰化浸出工艺流程进行了选矿试验。结果表明：浮选-尾矿氰化浸出可获得金品位为61.88 g/t、砷含量为4.21%、金回收率为77.57%的金精矿和作业金浸出率为75.85%、对原矿金回收率为17.02%的尾矿浸出液,两者的金回收率合计达到94.59%。金精矿经焙烧预处理,焙砂砷含量降到0.38%、金品位提高到88.40 g/t;焙砂氰化浸出的作业金浸出率达93.28%、对原矿金回收率为72.36%,金精矿焙砂和浮选尾矿氰化浸出的综合金回收率为89.38%。     

某复杂金矿石选矿试验研究

某金矿矿石中矿物种类丰富,有用成分较多,但矿山原选矿工艺只生产金精矿1种产品,影响企业效益。为此,分别采用铅金混合浮选-铅金分离-混浮尾矿选硫和铅金混合浮选-铅金分离两种选别流程对该矿石进行了选矿试验,结果表明,前者可以获得Pb品位为49.36%,Au含量为260.30 g/t的铅精矿,Au品位为34.20 g/t,Pb含量为2.21%的金精矿和S品位为42.31%的硫精矿,后者可以获得Pb品位为51.21%,Au含量为249.29 g/t的铅精矿和Au品位为24.26 g/t,Pb含量为1.05%的金精矿,     

提高金矿选矿技术指标研究

为提高金精矿品位,开展了选金药剂及用量条件试验研究,最终确定了硫化钠+HQ77+丁铵黑药的新组合药剂制度,在适宜药剂用量条件下进行了闭路试验,获得了金精矿品位52.69 g/t、回收率71.12%。工业试验中,稳定期金精矿累计品位50.39 g/t、回收率71.59%、平均金总回收率91.11%。采用新的药剂制度,可以在保证金回收率变化不大的情况下大幅提高金精矿品位。     

从含碲金矿中综合回收金、银、碲的试验研究

对河南某含碲金矿石进行了尼尔森重选单因素试验和重选尾矿再浮选试验。在磨矿细度-0.074 mm粒级占60%、给矿浓度25%、离心力强度50g、给矿速度900 g/min条件下获得重选精矿,在磨矿细度-0.074 mm粒级占70%、矿浆pH值为8、捕收剂异戊基黄药用量120 g/t条件下对重选尾矿进行一粗一扫浮选,重选和浮选的合并精矿金、银、碲品位分别为32.88 g/t、39.94 g/t和94.35 g/t,金、银、碲总回收率达到了89.97%、86.48%和81.29%,实现了金、银、碲的有效回收。