金矿选矿技术研究进展

为助力国内金矿选矿技术攻关,实现金矿资源的高效、合理化开发利用,通过梳理国内金矿资源分布情况及典型黄金矿山的重选法、浮选法、联合工艺和预处理选矿工艺的研究现状,针对性地总结了含碳高砷、高硫、难处理金矿的研究方向,为实现难选金矿资源的高效、合理化开发利用提供了思路。

四川某金矿石重选-浮选联合工艺技术

四川某金矿石中金的品位为3.74g/t,主要以自然金的形式存在,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—浮选联合工艺开展试验研究。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074mm占70%,重力倍数90G,液态化水量9L/min,该条件下可获得金品位67g/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100g/t,捕收剂丁基黄药∶丁铵黑药2∶1、用量为40g/t,起泡剂松醇油用量20g/t以及粗选时间为3min,该条件可获得金品位11.04g/t以及回收率87.23%的浮选金精矿。针对最佳条件采用“一粗二精二扫”浮选流程,进行重选—浮选联合选别闭路试验获得了金品位56.6g/t、回收率73.81%的重选金精矿和金品位63.1g/t、回收率24.25%的浮选金精矿,浮选金尾矿中金品位为0.09g/t、回收率为1.92%。

低品位胶磷矿重选中矿浮选试验研究及重浮联合分选工艺

低品位胶磷矿经强化离心重选抛尾后得到了部分合格精矿,但其重选中矿的量仍然较大、品位仍然较高。为更充分地回收磷矿,基于对重选中矿的元素组成、矿物组成和嵌布情况分析,进行了浮选试验,并通过FTIR分析了反浮选的机理,最后将强化离心重选与浮选研究结果加以整合,确定采用重浮联合工艺。研究结果表明:重选中矿的P_(2)O_(5)品位为17.12%,主要矿物为磷灰石、白云石和石英,其细粒级解离相对较充分,但粗粒级(>0.074mm)仍有部分未解离。对重选中矿进行磨矿后浮选,正浮选中随着碳酸钠用量的增加,精矿品位逐渐上升、产率逐渐下降,随着捕收剂ZF-1用量的增加,精矿产率不断上升、品位不断下降,两者最佳用量分别为3.0,1.5kg/t,此时精矿产率和品位分别为67.81%和21.41%;反浮选中随着硫酸用量的增加,精矿产率不断下降,品位则先升高而后趋于稳定,随着捕收剂ZF-2用量的增加,精矿产率不断下降,但下降速度逐渐减小,精矿品位则先升高而后趋于平稳,两者最佳用量分别为5,0.9kg/t,此时精矿产率和品位分别为60.49%和26.97%。FTIR测试发现,最佳试验条件下ZF-2与胶磷矿未发生CO_(3)^(2-)明显吸附,而在白云石表面则发生了化学吸附,并对白云石本身的起到了良好的遮蔽效果,因而起到了反浮选脱除碳酸盐类矿物的目的。将重选与浮选整合,得到重浮联合的最终精矿和最终尾矿,产率和品位分别为39.06%和25.12%,60.94%和8.51%,整体效果良好。

新疆某锂钽铌铍多金属矿选矿试验研究

对新疆某锂品位0.68%的锂钽铌铍多金属矿进行了选矿试验研究。工艺矿物学研究结果表明,该矿石中锂矿物以锂辉石为主,钽铌矿物含量较低。采用磁选-重选回收钽铌、浮选回收锂的工艺流程,可得到Ta_(2)O_(5)品位17.110%、Nb_(2)O_(5)品位19.670%,回收率分别为41.69%、42.63%的钽铌精矿和Li2O品位5.12%、Li2O回收率75.21%的锂精矿。

重选-浮选联合工艺回收硫氧混合型矿石中的铜、金

老挝某硫氧混合型铜矿矿石铜品位1.23%,铜氧化率为26.02%,含金3.03 g/t,大部分金以粒间形式和包裹形式存在。矿石中含有10%明金,可采用重选将其预富集,硫化铜矿物及其它形式金矿物占比大,宜进行浮选。采用重浮联合流程对铜、金进行综合回收,避免明金的损失,获得技术指标为:重选精矿金品位高达915.50 g/t、金回收率12.09%;在活化剂采用硫化钠1000 g/t+硫酸铵500 g/t、捕收剂采用戊基黄药60 g/t+丁基铵黑药60 g/t最佳工艺参数条件下,浮选精矿中铜品位达27.48%、作业回收率为91.38%,金品位为59.25 g/t、作业回收率为90.93%,很好地实现了对铜、金的综合回收。

山东某金矿选矿试验研究

以山东某金矿为研究对象,采用重-浮联合工艺流程可获得金品位为88.18 g/t、回收率为17.00%,银品位为16.28 g/t、回收率为2.01%的重选金精矿,和金品位为55.59 g/t、回收率为76.28%,银品位为89.96 g/t、回收率为79.11%的浮选金精矿。总精矿的金品位为59.60 g/t、金回收率93.18%,银品位80.89 g/t、银回收率81.12%。该金矿采用重-浮联合工艺流程可以较好地实现金的有效回收,同时对伴生金属银实现综合回收。本研究可以实现金银的综合有效回收,为该类型金矿资源的回收利用提供重要指导。

新疆某锂辉石矿重-浮联合工艺实验

这是一篇矿物加工工程领域的论文。新疆某伟晶岩型锂辉石矿中主要目的矿物为锂辉石,伴生有少量的铌钽铁矿,脉石矿物主要为长石、石英和云母等。本文针对该锂辉石矿首先进行了重介质旋流器实验,将重介质选矿的中矿及-0.6 mm的细粒级合并作为浮选给矿,将浮选给矿磨细后进行了系统的浮选实验。采用“重介质选矿-浮选”工艺,针对含Li_(2)O 1.68%的原矿,最终全流程实验可获得重介质精矿含Li_(2)O 6.5%,回收率51.58%;浮选精矿含Li_(2)O 5.37%,回收率31.94%,两个精矿合并后总精矿含Li_(2)O 6.02%,回收率83.52%。重介质旋流器可以直接产出回收率约50%的高品位精矿,可以抛掉产率约43%的尾矿,可大大节省破碎成本和磨矿成本。

我国金红石矿资源分布、开发及技术现状

天然金红石是制取钛白粉、海绵钛、四氯化钛等钛系列产品的优质原料。我国金红石矿资源丰富,广泛分布于湖北、山西、河南、陕西、安徽、江苏、广东、广西、海南等多个省区。原生金红石矿是我国金红石矿的主要工业类型,其占金红石资源总储量的86%,而金红石砂矿仅为14%。目前,我国开发利用的金红石矿主要是海滨砂矿,原生金红石矿仅限小规模开发,其主要原因是因为我国原生金红石矿品位低、粒度细、矿物组成及互相嵌布关系复杂,一些主要伴生的有用矿物与金红石矿物的可选性差别较小,采用单一选矿方法难于分离。金红石矿开发采用的选矿技术主要有重选、磁选、浮选、电选和酸浸,其选矿工艺是由以上两种或两种以上选矿技术组成的联合工艺。选矿工艺复杂,流程长,建厂投资大,经济效益低下,是我国金红石矿开发存在的主要障碍。

碳酸锰矿选矿工艺研究进展

介绍了国内外锰矿资源现状及分布特点;阐述了碳酸锰矿选矿工艺研究的进展及应用情况,具体包括对重选工艺、磁选工艺、浮选工艺、洗矿工艺、浸出工艺及联合工艺介绍,分析了不同选矿工艺的适用条件及技术优势;提出了碳酸锰矿资源的高效开发利用途径及碳酸锰矿选矿研究方向.

湖北某云母型含钒石煤重—浮联合预抛尾试验

湖北某云母型含钒石煤V_2O_5品位为0.81%,钒主要赋存在白云母和伊利石中。为提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量,从而降低酸耗和生产成本,对有代表性试样进行了重—浮联合工艺预抛尾试验。结果表明,试样在磨矿细度为-74μm占70.9%情况下,采用超极限螺旋溜槽粗选,粗选中矿再磨至-74μm占65.6%情况下进行螺旋溜槽再选,再选中矿再磨至-74μm占75.6%情况下正浮选,可抛出产率29.59%、V_2O_5品位为0.34%的合格尾矿,精矿V_2O_5品位提高至1.01%,V_2O_5回收率达87.60%,较好地实现了提高酸浸给矿V_2O_5品位、降低酸浸作业矿量及耗酸矿物含量的目标。

甘肃某氧化型金矿石选冶技术研究

甘肃某氧化型金矿石金含量为2.25 g/t,伴生银可综合回收。金主要以独立金矿物形式存在,大部分被载金脉石矿物石英所包裹,少部分以微细粒的形式嵌布在黄铁矿、磁黄铁矿、闪锌矿、黄铜矿和方铅矿等矿物的裂隙中。为高效开发利用该矿石资源,对其进行了选冶联合试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm占73.00%条件下,经1粗1精2扫浮选、浮选尾矿重选的闭路流程可获得金品位74.2 g/t、回收率91.28%的混合金精矿。混合金精矿经石灰预处理后,经氰化钠浸出,获得了金浸出率为96.52%、金总回收率为88.10%的指标。试验结果对同类型金矿石的选矿回收具有借鉴意义。

钨矿选矿工艺研究进展

系统地介绍了钨矿选矿技术的现状,分别详细介绍了白钨矿、黑钨矿以及黑白混合钨矿的选矿工艺的进展及方向.白钨矿的传统加温浮选由于环境的恶劣,逐渐被环境良好的常温浮选方法取代,而且常温浮选方法工艺简单、操作方便,越来越受到矿山的欢迎;黑钨矿摒弃了传统的单一重、浮、磁工艺,目前采用的重、浮、磁联合工艺流程正逐渐趋于完善,随着高效率设备离心机以及高梯度磁选机的出现,钨细泥的选矿得到了很大的提高;随着钨矿的开采殆尽,传统的单一浮选已经不能满足低、贫、杂的黑白混合钨矿,多种经典的新工艺不断涌现出来;选冶联合流程针对那些品位低,难处理的钨矿具有良好的效果,是今后钨矿发展的重要方向.

河北某难选金矿选矿试验研究

针对河北某金矿矿石自然金粒度大小不等、嵌存状态复杂的特点,采用尼尔森重选—浮选工艺流程回收金取得了较为理想的指标。尼尔森选矿机处理一段磨矿产品回收中粗粒金,获得品位291 g/t、回收率26.71%的重选金精矿。尼尔森中矿并入尾矿一起再磨至-0.074 mm占85%,以丁基黄药和M-钠盐组合捕收剂强化金的浮选,获得品位122.7 g/t、回收率62.35%的浮选金精矿,金总回收率达到89.06%。相比单一浮选流程,金回收率提高3.57%。

某超低品位钒钛磁铁矿选钛工艺探讨

某超低品位钒钛磁铁矿选铁尾矿TiO2品位极低,仅为3.33%,可回收金属矿物为钛铁矿,主要脉石矿物为橄榄石、辉石、长石和角闪石;品位低、橄榄石含量高是该矿石的两大特点,如何高效预富集及分选成为制约其开发利用的关键因素。针对选铁尾矿性质,采用强磁抛尾-强磁精矿再磨-摇床富集联合预选工艺可将TiO2品位由3.33%提升至29.19%,作业回收率50.12%;预选精矿进一步浮选可获得TiO2品位45.80%、浮选作业回收率为76.68%的钛精矿产品,对选铁尾矿TiO2回收率达到38.43%,通过联合工艺使超低品位钒钛磁铁矿具备经济利用价值。

新疆某矿铜铅混合精矿分离试验

根据新疆某大型矿山铜铅混合粗精矿的特点,拟定了合理的试验流程,进行了铜铅分离流程中脱药用活性炭和抑铅用组合抑制剂的用量试验,以及实现铜铅有效分离的混合粗精矿磨矿细度试验。该混合粗精矿经过优化的闭路流程处理,最终获得了铜品位21.50%、含铅4.57%、铜回收率69.92%的铜精矿,铅品位46.89%、含铜0.82%、铅回收率55.39%的铅精矿。

西藏某金矿石可选性试验研究

对西藏某难处理金矿石进行了可选性试验研究。单一浮选和重—浮联合流程的对比试验结果表明,重—浮联合流程所获得的金精矿金回收率指标较单一浮选工艺略高,但其流程更加复杂,金品位较低。单一浮选工艺,采用硫酸为活化剂,经一粗一精一扫,可获得品位71.92g/t、回收率96.40%的金精矿,尾矿含金可降至0.17g/t,该选别指标较为理想。

新型连续型离心选矿机回收钨细泥的工艺研究

江西某钨选矿厂所属钨细泥成分复杂,生产的钨精矿品位较低,无法直接利用。针对该钨细泥粒度微细,-0.038mm粒级WO3含量高达61.07%,粒度分布较宽,黑白钨共生的特点,研发了LL立式连续型离心选矿机,开发了"预先浮选脱硫-浮选预富集脱除粗粒脉石-立式连续型离心选矿机精选分离"浮选重选联合新工艺,并获得了WO3品位31.64%、回收率84.67%的钨精矿,实现了钨细泥的高效回收。自主研发的新型连续型离心选矿机对钨细泥具有良好的分选效果,可实现与浮选作业连续组网工作,有利于生产应用。

某白钨矿选矿工艺试验研究

针对新疆某白钨矿矿石性质,进行了实验室小型工艺试验研究。试验结果表明,重选法可获得钨精矿含WO367.34%、回收率为61.53%,浮选-重选联合工艺流程可获得钨精矿含WO3 75.50%,回收率为67.29%。

基于新型离心选矿机的联合流程回收钨细泥试验研究

江西某选厂所属难选钨细泥,矿物组成复杂、矿物粒度微细,采用传统单一选矿工艺及设备难以高效分选回收。为实现其资源化利用,针对该钨资源特性,通过改进重选设备、优化选别工艺,经“预先浮选脱硫-离心选矿机预富集-浮选回收钨矿物”工艺,在原钨细泥含WO30.31%的情况下,获得了含WO342.17%、WO3回收率76.36%的钨精矿产品,较好地实现了钨资源与脉石矿物的分离与回收。通过改变离心转筒锥角、设置精矿富集槽、装备电磁换向阀及气动夹管阀等针对性设计的立式连续型离心选矿机既提高了离心机生产效率,亦在高效回收微细粒钨矿物的基础上,脱除大量脉石及矿泥,大幅降低微细粒矿泥对钨矿物浮选指标的影响,提高钨浮选作业生产效率。

陕西某白钨矿选矿工艺研究

针对白钨矿矿石性质,本试验研究采用重选法、重选—浮选联合工艺和单一浮选法进行白钨矿选矿工艺试验研究,全流程试验获得钨精矿品位(WO3)分别为71.90%、69.38%、71.78%,回收率分别为83.67%、87.71%、90.19%,三种试验方案在技术均可行,但以浮选指标最优。