西藏某石英脉型金矿选矿试验研究

西藏某石英脉金矿主要载金矿物为银金矿,嵌布粒度较细且不均匀,金品位3.22g/t,为主要回收元素,银品位19.50g/t,为可综合回收元素。针对矿石性质,采用浮选-浮选尾矿氰化浸出联合工艺流程对矿石中的金进行回收。经一粗一精二扫、中矿顺序返回的闭路浮选流程,可获得浮选金精矿含金95.81g/t、金回收率84.34%的指标;浮选尾矿进行氰化浸出,金作业浸出率为79.31%,对原矿回收率为12.42%。联合工艺最终获得金总回收率96.76%的指标。其中浮选金精矿中银品位为407.01g/t、金尾矿中银品位为5.97g/t、精矿银回收率为68.78%,氰化浸出作业中银作业浸出率为51.53%,对原矿浸出率为15.98%,银综合回收率为84.76%。     

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。     

高含碳金矿石浮选工艺流程试验研究

某高含碳金矿(碳品位6.68%),金共生有用矿物为黄铁矿、毒砂以及微量的石墨,一部分黄铁矿包裹在碳质物中。采用两次粗选、粗精矿1两次精选、粗精矿2四次精选、三次扫选的混合浮选工艺流程,获得金精矿(金精矿1+金精矿2)金品位42.18g/t、银品位46.70g/t,金回收率85.87%,银回收率62.86%的浮选指标,在回收金的同时综合回收了银。此工艺流程为含碳金矿选矿厂提供了一个易于工业化实施的工艺流程。     

某金矿氰化尾矿浮选回收金试验研究及生产实践

采用浮选法回收某金矿氰化尾矿中的金,浮选金精矿品位为42.11g/t,浮选尾矿为0.26g/t,回收率达83.11%,2006年回收金83.378kg,同年创造利润69.15万元。     

某难处理金矿石浮选—氰化浸出试验

对某难处理含金石英脉矿石进行了高效利用试验研究,采用浮选可获含金54.20g/t,金回收率为73.23%的金精矿和含金1.43 g/t的尾矿。对金精矿和尾矿分别进行氰化浸出处理,获得了回收率53.49%的贵液和回收率36.21%的金精矿浸渣(含金26.80 g/t),金总回收率达到89.70%。该浮选—精尾分浸工艺流程为该难选金矿提供了较好的开发利用方案。     

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。     

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。     

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。     

山西某含金铅锌硫化矿石选矿试验

山西某含金多金属硫化矿石中的主要金属矿物为银金矿、黄铁矿,其次为闪锌矿、方铅矿,黄铜矿等少量;脉石矿物主要为石英,其次为钾长石、绢云母等。金主要以银金矿独立矿物的形式存在,银主要以含银硫化物形式存在,铅主要以方铅矿形式存在,锌主要以闪锌矿形式存在,黄铁矿作为金、银的主要载体矿物之一,其粒度较粗。现场采用碱性环境下优先混浮金铅,再浮选锌的流程回收金、银、铅、锌,不仅金回收率较低,且铅、锌精矿互含严重。为确定该矿石的高效、合理选矿工艺进行了选矿试验。结果表明,矿石在磨矿细度为-0.074 mm占65%的情况下,采用尼尔森选矿机重选选金,重选尾矿偏碱性环境下1粗1精1扫金铅混浮,金铅混合精矿1次浮选分离,混浮尾矿1粗2精1扫浮选选锌,中矿顺序返回流程处理,最终获得金品位为264.53 g/t、含银1 042.50 g/t、金回收率为49.67%、银回收率为5.67%的重选砂金,金品位为42.35 g/t、含银998.36 g/t、含铅21.31%、金回收率为24.78%、银回收率为16.93%、铅回收率为23.61%的浮选金精矿,铅品位为59.61%、含金23.10%、含银3 745.20 g/t、铅回收率为63.08%、金回收率为12.91%、银回收率为60.68%的铅精矿,以及锌品位为46.35%、锌回收率为88.21%的锌精矿,较好地实现了金、铅、锌、银的分离与回收。浮选前增设尼尔森选矿机回收金和更弱的碱性环境、更高效的锌矿物抑制剂TQ11是实现金高效回收、解决铅锌精矿互含问题的关键。     

山东某金尾矿金回收工艺研究

山东某金尾矿金品位为0.87 g/t,金主要集中微细粒级。矿物颗粒中的金以自然金和银金矿形式存在,分别占总金的56.33%和43.67%。为确定合适的回收工艺,进行了选矿试验研究。结果表明:采用2粗2精2扫流程处理试样,可获得金品位为8.50 g/t、回收率为56.69%的金精矿,尾矿金品位降至0.40 g/t。     

云南某铅锌尾矿中金银硫的综合回收

云南某铅锌矿浮选尾矿含Pb 0.21%,Zn 0.25%,Au 0.76 g/t,Ag 44.72 g/t,S 26.55%,其中除了铅、锌之外,金、银、硫具有一定回收价值。为了综合回收其中的金、银、硫,文章针对该尾矿,开展了系统的试验研究。通过工艺矿物学研究可知,待回收矿物嵌布粒度较细,且微细粒级分布率较高,同时,样品中黄铁矿含量高,与待回收矿物共生关系密切,要想充分回收有用元素难度较大。依据样品性质及工艺矿物学研究,本次试验制定了"铅锌混合浮选—尾矿选硫"的原则工艺流程,采用乙硫氮与BK-N组合用药,加强金、银的捕收,实验室闭路试验结果:铅锌混合精矿Pb品位15.62%,Zn品位38.55%,含Au 15.83 g/t,含Ag 2 268.57 g/t,Pb回收率28.03%,Zn回收率53.69%,Au回收率7.63%,Ag回收率18.47%;硫精矿S品位48.77%,S回收率89.70%。通过试验进一步降低了尾矿中的有用组分含量,有效资源得到最大化利用。      

某铜铅浮选尾矿中锌及伴生组分的综合回收试验研究北大核心

针对某铜铅浮选尾矿含有金银锌硫等有价组分,可综合回收利用。但由于矿石中锌含量较低,主要以铁闪锌矿形式存在,同时硫含量较高,因此难以获得品质较好的锌精矿,导致产品销售价格较低,选矿经济效益得不到有效发挥。为增加企业经济效益,对该尾矿进行了选矿试验,旨在对矿石中的低品位锌进行有效回收,同时回收矿石中的伴生组分金银,为选厂进行生产改造提供技术依据。铜铅尾矿锌品位为0.39%,金银含量分别为0.77、10.15 g/t,试验采用锌硫混选—锌硫分离工艺,通过添加含锌矿物的新型环保活化剂X-46和硫铁矿的选择性抑制剂BK526,在最佳的工艺条件下,闭路试验获得了锌精矿锌品位为46.27%、锌作业回收率为80.35%,含金8.24 g/t、含银103 g/t;硫精矿硫品位为46.54%、硫作业回收率为87.63%,含金3.00 g/t、含银29.80 g/t的理想指标。伴生组分金银在锌、硫精矿中得到了有效富集。     

云南某含金银低品位硫化铅锌矿浮选试验

云南某含金银硫化铅锌矿石铅品位为0.77%，锌品位为2.13%，并且伴生大量金、银等贵金属，金、银的嵌布粒度微细。为给该矿石开发利用提供依据，采用优先浮选硫化铅，选铅尾矿再选锌的优先浮选流程进行试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占81.33%，以碳酸钠为pH调整剂，以硫酸锌+焦亚硫酸钠为抑制剂，以乙硫氮+3418A为捕收剂，经过2粗3精1扫选铅，选铅尾矿以硫酸铜+氯化铵为活化剂，以丁基黄药为捕收剂，经1粗2精1扫流程选锌，获得了铅精矿铅品位50.36%、金品位28.79 g/t、银品位965.47 g/t、铅回收率82.41%、金回收率77.18%、银回收率78.69%，锌精矿锌品位41.21%、锌回收率87.45%的指标，实现了矿石中有用金属的高效回收。     

贵州某金矿尾矿综合利用研究

为给贵州某金矿综合利用其尾矿资源提供初步的技术基础,进行了试验研究,试验采用浮选的方法先将金富集在金精矿中,然后对这种金精矿采用焙烧-氰化浸出的方法进行处理。试验取得了较好的效果:金精矿品位达到43.4g/t,回收率达到90.56%,尾矿品位为0.21 g/t;焙烧后金精矿的浸出率可达80.94%。因此,在该金矿进行尾矿的综合利用是完全可行的。     

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。     

辽宁某金矿石中金的重浮联选工艺流程研究

某金矿矿石中可回收的元素为金、银,且含量较高,有害元素较少。金属矿物多为硫化物,矿石中金的嵌布粒度不均匀,通过单一浮选与重浮联选对比试验研究,该矿石采用重浮联选回收金矿物选别指标较好,试验在原矿品位Au 19.56g/t条件下,重选获得精矿品位740.40g/t,金回收率61.70%;重选尾矿经浮选后精矿金品位106.5 g/t,金回收率33.92%,金合计回收率95.62%。为该金矿的合理开发提供了技术依据。     

肃北某金矿浮选尾矿尼尔森重选实验

肃北某金矿选厂采用浮选工艺处理原矿石,近期由于原矿性质变化较大,金嵌布粒度变粗,造成选厂跑尾严重,尾矿金品位约为0.70~0.90 g/t。工艺矿物学研究表明其主要金属矿物为黄铁矿、黄铜矿,主要脉石矿物为石英、长石、高岭土等,矿物组成较复杂。从尾矿筛析结果来看,金主要以粗、中粒金为主,适宜采用尼尔森进行回收。在扩大重力倍数60 G、流态化水量3.2 L/min、给矿速度10 kg/h、原矿品位0.87 g/t的条件下,可以取得金精矿品位33.42 g/t,回收率35.27%的良好指标。      

氯化挥发法回收氰化尾渣中的金银

山东某黄金冶炼公司氧化焙烧氰化尾渣中金含量为5.85g/t、银含量为22.92g/t、SiO2含量为26.23%。为回收利用该尾渣中的金银,对其进行了氯化挥发焙烧试验。结果表明:尾渣中SiO2含量和入炉球团含水率越高越不利于金银的氯化挥发;在CaCl2加入量为8%、入炉球团含水率为0.95%、氯化焙烧温度为1000℃、焙烧时间为40min时,获得了金、银的氯化挥发率分别为93.21%和61.61%的指标。采用氯化挥发法可以实现氰化尾渣中金银的有效回收。