甘肃某金矿阶段磨浮工艺提高金回收指标试验

甘肃某金矿选矿厂采用一段磨浮工艺回收细粒浸染型难选金矿石中的金,金回收率仅在78%左右。为提高金回收率,在探索试验基础上进行了阶段磨浮工艺研究。试验研究表明,采用阶段磨浮工艺流程处理金品位为2.86 g/t的矿石,在一段磨矿细度为-0.074 mm52%、二段磨矿细度为-0.074 mm87%、用氧化钙调矿浆p H值=8.0、丁基黄药用量为150 g/t、2#油用量为95 g/t情况下,闭路试验获得的综合精矿金品位为41.77 g/t、回收率为86.51%,金回收率提高约8个百分点,经济效益显著。     

乳化-絮凝作用对浮选回收金尾矿中金的强化效果试验研究

为充分利用尾矿中的金元素,采用乳化-絮凝作用强化浮选回收金尾矿中的金,分别进行乳化剂、絮凝剂、捕收剂用量条件试验。结果表明,乳化-絮凝浮选优于常规浮选,并且可以降低捕收剂用量。在最佳药剂制度条件下进行闭路试验,从含金1.26g/t的金尾矿中,获得金的回收率77.13%,精矿品位18.74g/t的良好指标,为金尾矿中有价成分综合利用提供理论参考。     

国外某金矿矿石选矿试验研究

国外某金矿石金品位4.59 g/t,银含量为1.8 g/t。金矿物赋存状态较好,裸露程度较高,含有较多的颗粒金。采用重选工艺可以保证颗粒金的回收,获得金品位较高的重选精矿直接进入冶炼。在矿石性质基础上,对本矿石进行了重选—重选尾矿浸出和重选—浮选—浮选精矿浸出工艺两种工艺方案的对比试验,结果表明,重选—重选尾矿浸出的工艺方案选别效果更为理想。在磨矿细度为-0.074 mm占85.0%的条件下,重选获得的精矿金品位为865.61 g/t、金回收率为45.35%,尾矿金品位降至2.51 g/t;固定矿浆浓度40%、石灰用量4 kg/t、氰化钠用量3 kg/t、氰化时间48 h,对重选尾矿进行氰化浸出,金浸出率达到86.06%,重选—重选尾矿浸出工艺金综合回收率为92.38%。研究结果将为该矿石的工艺设计提供依据,指导实际生产。     

某低品位微细粒金矿石浮选试验研究

对某低品位微细粒金矿石进行了浮选试验研究, 确定了浮选工艺参数为：磨矿细度-0.074 mm粒级占87.07%, pH调整剂硫酸用量1 500 g/t, 活化剂硫酸铜用量500 g/t, 捕收剂丁基黄药和丁铵黑药用量均为75 g/t, 经一次粗选、二次扫选和二次精选闭路浮选流程获得了精矿金品位21.30 g/t、尾矿金品位0.28 g/t、精矿产率7.20%、金回收率85.51%的选别指标。     

从某金尾矿中回收金的探讨性试验

为综合回收某金尾矿中的有价金,在矿物性质研究的基础上,通过采用重选、氰化、浮选等选矿方法,探索性的研究综合回收尾矿中的有价金。试验结果表明:通过尼尔森选矿机选别,可以获得金回收率为20.27%,金品位为56.47 g/t的金精矿;通过浮选工艺流程,可以获得金品位为52.31 g/t的精矿,回收率达到28.59%;同时,为综合利用该类金尾矿二次资源提供了一定的参考借鉴。     

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。     

河南某金矿石重选—浮选试验

河南某金矿石金品位3.40 g/t,金以微细粒嵌布为主,主要金属矿物为黄铁矿,脉石矿物以石英为主。为确定金回收的适宜选矿工艺流程,采用重选—浮选原则流程进行选矿试验。结果表明,在磨矿细度-0.074 mm 65%、尼尔森选矿机富集锥内离心加速度为重力加速度的60倍的条件下,以丁基黄药+丁铵黑药为组合捕收剂,原矿经重选—重选尾矿1粗1精2扫闭路浮选,可获得金品位5 969.86 g/t的重选精矿和金品位43.94 g/t的浮选金精矿,总回收率94.36%的良好指标,可供确定该金矿石选矿工艺流程参考。     

某含金硫化矿石金的浮选试验

辽宁某含金原生硫化矿石属多金属硫化物石英脉型,有价元素金品位为5.11 g/t,金主要以自然金及含金矿物的形式存在。为合理开发利用该资源,对其进行浮选选金试验。在条件试验确定的粗选最佳磨矿细度为-0.074 mm占70%、p H调整剂石灰用量为500 g/t、捕收剂丁基黄药+丁铵黑药用量为240+120 g/t时,对原矿进行1粗2精2扫浮选闭路试验,可获得金品位为95.138 g/t、回收率为96.14%的金精矿。试验结果可为该含金矿石的开发利用提供技术借鉴。     

老挝某金尾矿浮选—氧化浸出试验研究

老挝某金矿浮选尾矿中金品位为2.99 g/t,含金量较高,为高效回收该尾矿中的金,开展了详细的选矿试验研究。尾矿中金主要赋存于硫化物中,其次是连生体金和单体金,决定采取浮选—氧化浸出联合选别流程。采用石灰作为pH调整剂,以六偏磷酸钠和水玻璃为脉石矿物抑制剂,以CuSO₄和Pb(NO₃)₂为活化剂,以丁铵黑药和丁基黄药作为捕收剂,在条件试验的基础上对金矿浮选尾矿通过“一粗三精三扫”的闭路流程试验,获得了金品位为28.57 g/t、回收率为67.36%的金精矿;同时,所得尾矿金品位为1.05 g/t。再以高锰酸钾作为氧化剂,以氰化钠作为浸出剂对该尾矿进行氧化浸出,最佳条件下金的浸出率为43.57%,相对于原矿浸出率为14.22%,且浸渣中金品位仅为0.6 g/t,金总回收率为81.58%,取得了较为满意的试验指标。      

从库存金尾矿中回收金的试验研究

河南金渠黄金股份有限公司金渠金矿已闭库的马桥沟尾矿库存有尾矿180万t左右,平均金品位达0.87 g/t。为开发利用该尾矿,对其进行了浮选试验研究。试验结果表明,在-200目占78%的再磨细度下,采用丁基黄药+丁铵黑药作为联合捕收剂,辅之以硫酸铜的活化作用,经一粗二精二扫闭路浮选,可从该尾矿中获得金品位为12.49 g/t,金回收率为81.36%的金精矿。     

湖北某铜矿低碱度浮选工艺研究

湖北某铜矿含铜0.67％和钼0.012％,现场采用高碱度铜钼混合浮选工艺,存在石灰用量高和废水难处理等问题.通过组合捕收剂的使用及调整矿浆电位,在石灰和过氧化钙用量各为400 g/t、组合捕收剂丁基黄药+乙硫氮(质量比11)用量80 g/t的条件下(此时矿浆pH为10.5、矿浆电位177.4 mV)进行一次粗选,可获...     

西藏某高铁铜矿中有价金属的利用方案

为了回收西藏某高铁铜矿的铜与铁等有价元素,进行了先磁选后浮选与先浮选后磁选两种选矿试验方案的比较,最终确定采用先浮选后磁选的工艺流程。进一步进行条件试验并确定药剂制度后,在磨矿细度为-0.074mm占80%、石灰用量为4000g/t、水玻璃用量为1000g/t、丁黄药用量为120g/t的情况下,取得铜品位为21.61%、铜回收率为93.89%的铜精矿与铁品位为55.95%、铁回收率为38.86%的铁精矿,有效实现了资源的利用。     

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。     

高钙高硅铜矿中铜及伴生金银浮选回收试验研究

高钙高硅铜矿中元素铜及伴生金银的回收价值高,但实际生产中这些有价成分的回收指标较低,导致企业经济效益不理想。针对矿石性质,采用石灰和硫化钠为矿浆调整剂,丁基黄药与丁基铵黑药联合使用作为捕收剂,在磨矿细度-74μm粒级含量占70%的基础上,进行了浮选药剂优化和闭路试验。在石灰用量1 000g/t、硫化钠用量400g/t、丁基黄药用量400g/t、丁基铵黑药用量50g/t、松醇油用量84g/t的药剂制度下,采用两次粗选、两次精选、一次扫选、中矿顺序返回的浮选闭路流程,最终获得Cu品位21.45%、回收率90.46%,Au品位7.92g/t、回收率79.39%,Ag品位453.50g/t、回收率81.82%的铜精矿。与生产现场指标相比,不仅提高了矿石中铜的浮选回收率,而且极大地提高了矿石中伴生金银的回收效果,浮选指标较为理想。     

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。     

云南某铜铅锌多金属矿石选矿试验研究

云南某铜铅锌多金属矿石铜、铅、锌含量分别为1.08%、1.51%、2.36%。为开发利用该矿石,对其进行了选矿试验研究。结果表明：原矿磨细至-0.075 mm占72.50%,以硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-602为捕收剂经1粗3精1扫优先选铜,选铜尾矿以石灰为调整剂、硫酸锌+EMT-12为抑制剂、EMS-001为捕收剂经1粗3精1扫选铅,选铅尾矿以硫酸铜为活化剂、丁基黄药+乙基黄药为捕收剂经1粗3精1扫选锌、选锌尾矿以EMH104+硫酸铜为活化剂、丁基黄药为捕收剂经1粗1扫选硫,可以得到铜品位为20.33%、回收率为86.29%的铜精矿,铅品位为55.68%、回收率为84.35%的铅精矿,锌品位为46.83%、回收率为86.97%的锌精矿,硫品位为38.96%、回收率为71.92%的硫精矿,达到了对铜、铅、锌、硫综合回收的目的。     

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。     

提高某铜矿伴生金回收率的试验研究

黑龙江多宝山铜矿属大型斑岩型铜矿,日处理量达85 000t,其中伴生组分金的品位为0.1g/t左右,在大体量下具有回收价值,年产金可达2t。该矿石中伴生组分金的嵌布粒度较细,绝大部分金的嵌布粒度在-0.038mm,-0.038mm粒级中的金占64%,回收金对磨矿细度要求较高。针对该矿石,通过磨矿细度、pH调整剂及捕收剂种类试验,最终将磨矿细度控制在-0.074mm占68%～72%,采用石灰作为调整剂将浮选pH控制在11左右,硫化钠为调整剂,Y89+丁基黄药(1∶4)为组合捕收剂,松醇油为起泡剂,水玻璃作为精选脉石抑制剂,经一粗三精三扫+粗精矿再磨浮选流程后获得Cu品位为20.96%,Cu回收率为90.15%,其中Au品位为4.37g/t,Au回收率为76.55%的铜精矿,与原药剂制度相比,金回收率提高5～6个百分点,但Cu的回收率不受影响。