四川某中基性岩浆岩型金矿选别试验研究

对四川省某岩浆岩型原生金矿（金品位为4.92×10^-6）进行工艺矿物学和选别试验研究。该原生金矿为毒砂、黄铁矿化蚀变中基性岩浆岩型金矿,金属矿物以黄铁矿为主,其次为毒砂,脉石矿物主要为蚀变矿物,以白云母为主,其次为次闪石。该矿采用常规的炭浸及全泥氰化浸出时浸出率较低。根据该矿石工艺矿物学性质,在粗磨细度为-0.074 mm含量占58.2%条件下,经一粗、一精、一扫选别,精选尾矿和扫选精矿集中返回粗选的闭路浮选试验,能获得金品位56.6×10^-6、金回收率为96.43%的金精矿,尾矿中金品位仅为0.19×10^-6,浮选所获金精矿属高砷、高硫金精矿。     

某金矿尾矿综合回收试验研究

某金矿尾矿金品位1.00 g/t,在工艺矿物学研究的基础上,确定采用浮选—低氰浸出联合工艺综合回收尾矿中金。试验结果表明：浮选工艺可获得金品位19.32 g/t、金回收率38.54%的金精矿,浮选尾矿金品位0.60 g/t;浮选尾矿低氰浸出的金浸出率76.67%,浸渣金品位0.14 g/t;金总回收率85.66%,选别指标理想。浮选—低氰浸出联合工艺为该类尾矿资源综合回收提供了参考借鉴。     

某含碳微细粒难处理金矿浮选提金工艺研究

某含碳微细粒金矿金含量为5.56×10^-6,大部分金呈微细粒包裹于含碳硅质板岩碎屑中,有机碳和石墨含量分别为1.33%和1.50%,是典型的含碳难处理金矿。为实现该含碳难处理金矿的浮选预富集,进行了先浮选碳质后浮选金和直接浮选金等不同工艺流程的探讨试验,并在最佳流程基础上进行了直接浮选工艺的条件优化试验。结果表明：采用直接浮选工艺可以获得品位较高的金精矿,当磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%时,可获得金品位为30.01×10^-6,回收率为76.18%的金精矿,金回收率较先浮选碳质后浮选金工艺明显提高;调整工艺流程结构,采用一段粗磨浮选—扫选精矿再磨浮选工艺,可获得金品位为33.45×10^-6、金回收率为79.93%的金精矿。该流程选矿指标相较于一次磨矿细度为-0.074 mm含量占比为85%的指标更优,是适宜含碳微细粒难处理金矿石的处理流程。     

洛南某高碳难处理金矿石选矿试验研究

针对洛南某高碳难处理金矿石性质,进行了选矿试验研究。结果表明:采用浮选—尾矿焙烧—水淬—氰化浸金工艺流程可获得较好试验指标;浮选闭路流程获得金粗精矿金品位42.14 g/t、金回收率61.88%,金精矿金品位16.26 g/t、金回收率11.49%;尾矿氰化浸出金浸出率为75.68%,金总回收率达到93.52%。     

低金高硫铜矿石回收金选矿试验研究

铜硫矿中低品位伴生金由于难富集到计价品位而常被忽略回收。针对含铜1.84%、含硫11.09%、含金0.12×10^-6的低金高硫铜矿石,采用P10作为选铜金捕收剂,H₂SO₄作为选硫活化剂,丁黄作为选硫捕收剂,在低碱条件下,闭路试验可获得含铜20.98%、铜回收率为86.23%,含金1.2×10^-6、金回收率为74.80%的铜金精矿及硫品位为48.9%、硫回收率为74.47%的合格硫精矿,实现了铜、硫、金的高效综合回收。低碱度铜硫分离工艺使活化剂用量大为减少,有利于硫的综合回收,降低了选矿成本。     

某金矿选矿工艺试验研究

某金矿石中可供回收的有价元素为金,品位为1.78 g/t,现场生产流程为全泥氰化浸出工艺,为解决矿山面临的环保压力,实现清洁生产,探索新的选矿工艺替代现有全泥氰化浸出工艺。在工艺矿物学研究基础上,通过单一浮选、重选+浮选选矿工艺流程对比,确定采用重选+浮选工艺流程。结果表明：重选+浮选工艺流程获得的重选精矿金品位3 034.60 g/t,浮选精矿金品位16.85 g/t,重选+浮选金总回收率94.80%,金回收指标与现场全泥氰化浸出工艺指标相当。对浮选精矿进行金硫分离探索试验,获得了金品位68.25 g/t、金作业回收率84.95%的金精矿,硫品位42.21%、含金3.25 g/t的硫精矿。研究结果为同类矿山实现清洁生产提供了参考借鉴。     

广西田东某低品位难处理金矿石选矿试验研究

广西某金矿区矿石为毒砂、黄铁矿化砂岩、泥岩含金矿石,含金品位仅0.91×10^-6,主要有价金属元素为金,金主要赋存在载金矿物--黄铁矿和毒砂中。经过“一粗二扫四精”浮选流程并在精选作业采用Mf376 脉石抑制剂,得到了含金品位17.0×10^-6 的金精矿,选矿回收率84.23%,富集比达到18.68 倍,获得了很好的选矿技术指标。     

福建某浮选尾矿中回收金的研究与应用

福建某浮选尾矿金品位为0.23g/t,通过采用GTD-80离心选矿机在离心力90G、反冲洗水压力80kPa、排矿时间30分钟条件下进行粗选,获得金品位为7.45g/t,回收率8.30%的粗精矿,粗精矿经LY2100×1050摇床精选获得金精矿品位16.69g/t,总回收率6.44%的指标,年增效益120余万元。     

广西某含砷含碳微细粒难选冶金矿选矿试验研究

针对广西凤山某含砷含碳微细粒难选冶金矿矿石进行了选矿试验研究。通过采用原矿浮选—浮选金精矿热压氧化—氰化炭浸工艺流程,获得了较好的技术指标:浮选粗精矿金品位12.32 g/t,金浮选回收率91.36%,砷、硫的氧化率均为98.68%,金的氰化浸出率92.42%,金的总回收率为84.43%。     

高海拔环境下氧化铜矿浮选优化试验研究

针对西藏某大型选矿厂在处理高海拔复杂氧化铜浮选精矿时存在品位不合格、回收率不理想的问题,对矿物开展工艺矿物学研究,基于此开展磨矿细度及浮选药剂制度优化试验。工艺矿物学研究表明:原矿铜氧化率为36.80%,其中结合氧化铜占16.59%,铜品位为0.51%,金品位为0.25×10^-6,银品位为14.24×10^-6,矿石中含铜量较高的次生铜矿物砷黝铜矿多与黄铁矿连生或共生,影响到铜精矿的质量和铜的回收率;矿石中含有一定的白云母、长石、石膏和方解石等,在磨矿过程中极易产生泥化现象,影响铜矿物上浮。为此现场在选矿中通过添加大量石灰,利用高碱度和新型药剂T506来抑制黄铁矿的上浮。试验室闭路试验表明：采用现场一粗三扫三精浮选流程,在粗选作业段采用新型抑制剂T506替代部分石灰,并适当增加Na₂S用量,精选作业段在pH=11的基础上适量增加T506用量,可获得精矿铜品位为19.72%,金品位为2.66×10^-6,银品位300.36×10^-6,铜回收率为65.50%,金回收率为18.36%,银回收率为35.92%的试验指标。精矿品位较现场生产条件提高了9.18%,铜选矿作业回收率提高了4.87%。     

黔西南地区金矿尾矿（渣）潜在资源评价及处理建议

黔西南地区是我国卡林型金矿主要产区之一,已有几十年的开采历史,随着金矿的开采,产生了大量的尾矿资源。为了解黔西南金矿尾矿（渣）资源现状,运用地质块段法、矿物学和地球化学等方法对贞丰—晴隆—安龙地区5个典型金矿尾矿（渣）中金含量、赋存状态及周围环境进行了调查。结果表明：卡林型尾矿（渣）中金以包裹金状态赋存在黄铁矿中,红土型尾矿中金以游离态赋存在铁钛氧化物中。水银洞和烂泥沟金矿尾矿中的金品位超过工业品位,具有二次提金的潜力。同时,对紫马和老万场2个尾矿库周边的土壤、植物和水质进行采样测试,发现样品中的Cd、Hg和As严重超标,对环境有一定的危害。因此,对于未达到工业品位且对环境有影响的黄金尾矿,建议进行复垦种植、采矿充填或加工成建材,这样不仅实现了尾矿（渣）的减量化处理,而且减少了其对周围环境的危害。     

青海某难选半氧化金矿选矿试验研究

为了提高青海某难选半氧化金矿的选矿回收率,在原矿工艺矿物学研究的基础上,开展了原矿浸出、浮选和浮选尾矿CIL浸出试验,并进行了环保提金剂和NaCN浸出对比试验研究。结果表明,在磨矿细度（-74 μm含量）为91.81%条件下,分别采用1#、2#环保提金剂和NaCN堤金,金的浸出率分别为80.07%、79.71%和80.80%;在磨矿细度（-74 μm含量）为83.64%条件下,采用浮选和浮选尾矿CIL浸出,获得浮选金精矿品位为125.94×10-6,浮选回收率为73.72%,浮选尾矿采用1#、2#环保提金剂和NaCN,选矿总回收率分别达到92.67%、93.62%和94.99%。     

东昆仑阿斯哈金矿胶状黄铁矿成因及其成矿意义

东昆仑成矿带沟里金矿区阿斯哈金矿床中的黄铁矿主要分为两类：早期自形结晶黄铁矿和晚期胶状黄铁矿。为了厘清阿斯哈金矿胶状黄铁矿成因及其成矿意义,本文对具有特殊意义的胶状黄铁矿开展原位微量元素分析、面扫分析和原位硫同位素分析。结果表明：胶状黄铁矿富As、Au、Pb和Cu,贫Co和Ni,Co/Ni比值大于10,δ³⁴S值范围变化较窄（+6.1‰~+6.8‰）。结合显微结构,认为胶状黄铁矿为岩浆热液成因,与阿斯哈金矿区内隐伏花岗闪长斑岩体可能存在密切成因联系。迅速沉淀于温度骤降条件下的胶状黄铁矿中的As和Au发生了解耦,微米级粒径黄铁矿为控制固溶体金富集的主导因素。     

选冶联合提高甘肃某难浸金矿浮选尾矿金回收率的试验研究

甘肃某金矿矿石金质量分数为4.3×10-6,锑、砷和碳依次为0.48%、0.37%和1.84%,属于典型的复杂难处理锑金矿,现场生产采用"重选-浮选-浮尾氰化"工艺回收金和锑。由于矿石中金嵌布粒度粗细不均,锑、砷和碳等杂质含量高,导致金总回收率仅为82%,金损失严重。为提高金回收率,采用电子探针对浮选尾矿中金的赋存状态进行了研究,在此基础上开展了提高金回收率的试验研究。试验结果表明:浮选尾矿中部分金以晶格金或包裹金形式赋存于毒砂、黄铁矿和辉锑矿等硫化矿物中,氰化浸出过程中难以与浸出液接触,是导致金损失过高的主要原因;氰化浸出前先对浮选尾矿进行分级,分级后对+0.038 mm粗粒级进行再磨和活化浮选,强化对包裹金和晶格金的回收,然后再将粗粒浮选尾矿与-0.038 mm细粒级合并进行氰化浸出,金总回收率可提高约9个百分点,尾渣中金质量分数降低至0.3×10-6以下。     

某微细粒金矿石浮选试验研究

云南某金矿石含金3.39g/t,含硫1.19%,金的嵌布粒度极其微细,基本小于10μm,主要充填于毒砂和黄铁矿中。以异丁基黄药和GYM为组合捕收剂进行了浮选试验研究,浮选工艺参数为:磨矿细度-0.074mm占98%、捕收剂用量为300g/t、调整剂碳酸钠用量1250g/t、抑制剂水玻璃用量2000g/t、活化剂硫酸铜用量120g/t,经一次粗选、四次精选和两次扫选闭路浮选流程,获得了金精矿金品位56.61g/t、金回收率81.49%的选别指标。尾矿分析结果显示,部分单体金未充分解离,造成尾矿金品位较高。     

金锑矿还原固硫焙烧—选冶联合提取研究

针对含金锑矿回收利用难,提出了一种还原固硫焙烧—选冶联合提取工艺,分别以ZnO和碳粉为固硫剂和还原剂进行硫化锑还原固硫焙烧,直接产出富集了金的金属锑,同时产出硫化锌,再选别分离得到粗锑粉和硫化锌精矿。主要研究了焙烧过程固硫机理,证明整个还原固硫焙烧分2步进行：在800 ℃之前,主要发生Sb₂S₃与ZnO的交互反应,生成Sb₂O₃;当温度高于800 ℃时,Sb₂O₃才会被大量还原成金属锑。固硫反应和还原反应均较为充分,在1 000 ℃条件下固硫率和金属锑生成率分别为98.96%和92.99%,且金属锑和硫化锌颗粒无包裹。金锑矿焙烧后通过重选—浮选获得了90.57%的锑直收率,其中锑品位为92.06%,金含量达134×10^-6,金回收率为87.82%,同时硫化锌精矿品位和固硫率分别达79.10%和94.35%,验证了工艺的可行性,新工艺具有低温、低碳及清洁环保的优点。