新疆某大型铁矿伴生金锌的综合回收试验研究

为了综合回收新疆某大型铁矿伴生的有益元素金和锌,对具有代表性的矿石进行了矿石性质研究,查明了矿石中金矿物、锌矿物和铁矿物的赋存状态、嵌布粒度及它们与有益有害元素的共生关系。根据矿石性质,制定了优先浮选金矿物,金浮选尾矿经硫酸铜活化后浮选闪锌矿,锌浮选尾矿磁选铁的工艺流程。金浮选通过两段粗选两段精选获得金精矿金品位27.38×10~(-6),金回收率52.65%;锌浮选通过一段粗选两段扫选,锌粗精矿再磨至-0.037 mm 85%精选四段,获得锌精矿锌品位49.53%,锌回收率81.21%;锌浮选尾矿磁选回收铁,通过一段粗选一段精选,获得铁精矿铁品位65.55%,铁回收率84.71%。     

某金矿石浮选与重选试验研究

辽宁某地金矿脉,金品位为２．８７g/t.为了提高该金 矿的浸出矿石品位和回收率,进行了磨矿细度、药剂制度、全 流程开路及闭路试验等,以探究与该矿相适应的选矿工艺流 程、工艺参数和工艺指标.结果表明:采用单一浮选工艺可 获得精矿金品位２８．６０g/t、金回收率９３．４７％的技术指标; 采用重选 浮选联合工艺获得的重选金精矿金品位为９９．１１ g/t、回收率为４４．１０％,浮选精矿金品位为１７．９７g/t、回收率为 ５０．６１％,金总回收率为９４．７１％,为合理开发利用资源提供了 技术依据.     

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%。     

四川某金矿选矿工艺试验研究

四川某金矿石金品位为1.56 g/t,砷含量为0.5%,硫含量为2.03%,金主要富集于黄铁矿等硫化矿中。为回收利用矿石中的金,分别进行了重选、浮选试验。结果表明：采用重选和浮选均能实现对矿石中金的有效回收,采用重选工艺,精矿金品位为33.39 g/t,金回收率为66.35%;采用一粗两精两扫浮选流程,精矿金品位为30.46 g/t、金回收率为85.91%。但相较重选流程,浮选流程选别效果更好,虽金品位略有下降,但回收率大幅提高。     

某微细粒嵌布金矿石浮选试验研究

某金矿石中的金矿物主要以自然金的形式存在,其颗粒细小,属于微细粒金,且与脉石关系密切,同时矿石中又含有一定量的粘土矿物,对分选不利。对该矿石采用浮选法富集金矿物,通过2次粗选、1次扫选和2次精选,在原矿金品位为3.82 g/t的情况下,获得了精矿金品位为63.80 g/t,金回收率为92.08%的较好试验指标,     

豫西某金钨矿综合利用试验研究

豫西某金矿金品位为2.15 g/t,WO_3品位为0.115%,硫品位为3.31%。含硫高限制了浮选精矿金的富集比。选金采用浮选—中矿再选后氰化浸出的工艺流程,浮选精矿金品位32.10 g/t,回收率85.30%,与常规工艺相比,金品位提高2 g/t,且回收率没有降低。选金尾矿采用浮选工艺回收钨,粗选钨精矿WO_3品位2.86%、回收率70.53%,为后续加温精选创造了条件。     

内蒙古某铜铅多金属矿选矿试验研究

对内蒙古某铜铅多金属矿进行了选矿试验研究。根据矿石性质,确定采用“一次粗选两次扫选两次精选-中矿再选”的闭路工艺流程,得到了铅品位59.03%,铅回收率93.65%,金品位11.53克/吨,金回收率93.01%,银品位313.6克/吨,银回收率70.44%的合格铅精矿。     

某含砷金矿浮选提金降砷试验研究

对金品位3.54 g/t、砷品位0.65％的某含砷金矿进行了浮选提金降砷试验研究.采用金粗选-粗精矿金砷分离工艺,在金砷分离过程中选用环保型有机抑制剂BK526,有效降低金粗精矿中砷含量,获得了金品位98.40 g/t、金回收率89.83％、砷含量2.82％、砷回收率13.99％的金精矿和砷品位24.68％、砷回收率5...     

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。     

广西某黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿选矿试验研究

广西某金矿为黄铁矿化蚀变砂泥岩型金矿,可回收金主要为黄铁矿、脉石包裹金。金矿物绝大部分为次显微金、胶体金及晶格金,呈均匀分布,极难单体解离,因此金矿物较难富集。试验研究结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺获得金粗精矿金品位为5.82g/t,金回收率为88.85%,较单一浮选工艺粗选金回收率提高5.19%;闭路试验结果表明,采用浮选—尼尔森联合工艺可获得金品位为12.53g/t、金回收率为88.48%的金精矿,较好地实现了该金矿的综合回收。     

某金矿石选矿工艺流程研究

为确定某金矿石的合理开发利用工艺,对常规浮选流程、尼尔森重选+常规浮选流程、快速浮选+常规浮选流程分别进行了研究。结果表明,矿石采用常规浮选流程可获得金品位62.95 g/t、回收率92.44%的金精矿,尼尔森重选+常规浮选流程可获得金品位为63.08 g/t、回收率为92.45%的总金精矿,快速浮选+常规浮选流程可获得金品位为62.33 g/t、回收率为93.89%的总金精矿;从流程合理性和总体效益上说,快速浮选+常规浮选流程更好,宜作为后续设计依据。     

浮选柱应用于氰化浸渣再选的适应性研究

试验采用浮选柱一次粗选、一次精选、一次扫选的全流程闭路正浮选工艺,对金矿氰化浸渣进行柱浮选研究,结果表明给矿金品位0.91 g/t时,精矿金品位31.75 g/t,金回收率27.93%。由于后期给矿性质的变化,着重对浮选柱的设备性能进行了检验,对比了包括超声处理等各参数对浮选效果的影响。     

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。      

某金矿矿泥单独浮选试验研究

山东某金矿选厂在破碎段经洗矿、分级、浓缩脱出的矿泥含金量与原矿相当,但粒度过细,进入浮选系统后会恶化浮选过程。为此,分别采用浮选机和旋流-静态微泡浮选柱对该矿泥进行了单独浮选试验。试验结果表明,矿泥经浮选机1粗1精2扫选别,可获得平均金品位为90.73 g/t、平均金回收率为77.91%的合格精矿,经旋流-静态微泡浮选柱1粗1精选别,可获得平均金品位为98.43 g/t、平均金回收率为87.93%的合格精矿,旋流-静态微泡浮选柱不仅选别指标明显优于浮选机,而且可比浮选机减少2次扫选作业。     

甘肃某金矿选矿试验研究

甘肃某金矿以自然金、黄铁矿、黝铜矿、黄铜矿为主。为利用该矿石,进行了浮选试验研究。结果表明,原矿经磨矿一次粗选、二次精选、二次扫选,可获得金品位71.02 g/t、金回收率90.20%的金精矿,实现了该金矿的回收。     

低碱混合浮选提高某铅锌矿中金浮选指标的工艺研究

为了提高湖南某硫化铅锌矿中金浮选指标, 采用低碱混浮工艺, 粗选取消石灰、硫酸锌等对金有抑制作用的药剂, 采用铅硫混浮-铅硫分离-硫精矿脱锌-锌浮选工艺, 以丁铵黑药和乙黄药为组合捕收剂, 使金矿物尽可能地富集到方铅矿中。闭路试验获得铅精矿中金品位17.60 g/t、回收率45.22%;硫精矿中金品位10.00 g/t、回收率45.51%;总金回收率达到90.73%, 较原有工艺大幅提高。     

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。     

采用浮-重流程提高副产金的回收率

<正> 华铜矿入选含铜矿石以磁铁矿含铜型、矽卡岩含铜型为主。原矿含铜0.4％,含金为0.5～0.6克/吨。金在浮选过程中,富集在铜精矿中的回收率为52％左右。从多次流程考察中发现:金在粗选作业的回收率为75～80％,而在铜精选循环中(三次精选),有较多的金连生体、部分单体金被淘汰,随中矿返回到铜粗选作业中,造成了金在中矿中的恶性循环,最终从尾矿中流失,中矿金品位为2～3克/吨。华铜矿在1982年成功地用软复面固定溜槽回收尾矿中的低品位金。在小型和工业试验基础上,于1983年初,采用了浮一重联合流程,即在铜中矿返回粗选作业的回路中,用软复面固定溜槽选收铜中矿中的金。     

降低金精矿含砷量的小型试验和生产实践

<正> 冶金工业部六岑金矿选厂提金采用混汞回收65％左右的金,混汞尾矿浮选,浮选精矿外运冶炼。浮选药剂是丁基黄药和松醇油。由于处理矿石为含碳金—砷硫化矿石(原矿含砷1％左右),所以,浮选精矿含砷达8—9％。而冶炼厂对金精矿的要求是:精矿含金50克/吨,含砷不超过5％。因此,生产的金精矿不能外运冶炼,造成产品大量积压,影响资金周转。为了解决这个难题,我们进行了各种试验,发现用丁基铵黑药作捕收剂,石灰作抑制剂,对降低金精矿含砷量有显著效果,金精矿品位由原来的30—40克/吨,提高到60—80克/吨,金精矿含砷由原来的8—9％降到2.1—2.4％,脱砷效率达90％。     

金渠矿石浮选柱半工业试验

针对金渠矿石中粗粒金含量高及金在细粒级偏析的特性,对重选后的浮选搅拌槽分流矿浆进行旋流—静态微泡浮选柱半工业试验。试验结果表明:950坑口矿石与同期生产相比,金回收率提高4.78个百分点,精矿金品位提高了53.18个百分点;其他1250、1403、1060 3个坑口试验金回收率与生产相当,精矿金品位分别提高了68.69、50.08和44.78个百分点,效果显著,说明浮选柱在细粒级矿物选别方面有着无可比拟的优势;尼尔森重选与浮选柱配合使用工艺方案,值得同行业借鉴应用。