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。

某金矿快速浮选工艺与重—浮联合工艺对比试验研究

在对某金矿矿石性质研究的基础上,采用快速浮选工艺与重—浮联合工艺进行对比试验研究,探索两种工艺的最优流程与药剂制度。结果表明,原矿金含量为2.43g/t,其他有价金属含量较少,当磨矿细度为-0.074mm占70%时,裸露金含量占57.49%,其他主要为黄铁矿和毒砂包裹金。在-0.074mm占70%的细度条件下,采用快速浮选工艺,可获得金品位54.20g/t、回收率70.81%的金精矿1和金品位17.52g/t、回收率19.76%的金精矿2,金综合回收率达到90.57%;采用重—浮联合工艺,可获得金品位177.2g/t、回收率29.44%的重砂和金品位30.68g/t、回收率59.52%的金精矿,金综合回收率为88.96%。两种工艺均贯行的是“能收早收”的原则,但选矿指标略有差异,快速浮选工艺有利于提高金的回收率,而重—浮联合工艺则有利于获得部分高品位精矿产品。可根据实际情况选择不同的工艺流程。

内蒙古某金矿石重选—浮选联合工艺试验

内蒙古某金矿石金品位为2.83 g/t,由于原有氰化浸出工艺所产生的尾渣对环境具有较大污染,因此现阶段寻求一种绿色清洁的选矿方法至关重要。基于矿石中金的嵌布特征,开展了尼尔森重选—浮选联合工艺试验研究。结果表明:在磨矿细度为-0.043 mm占87%、重力倍数为80 G、流态化水量为3 L/min的条件下进行尼尔森重选,可以获得金品位为35.44 g/t、金回收率为55.85%的重选金精矿和金品位为1.34 g/t的重选尾矿,对重选尾矿进行2粗2精2扫、中矿顺序返回的闭路浮选,可以获得金品位为13.80 g/t、金回收率为31.38%的浮选金精矿。矿石经尼尔森重选—浮选联合工艺处理后,获得了金总回收率为87.24%、金品位为22.69 g/t,尾矿金品位为0.42 g/t的指标。研究结果对于选厂的无氰选金工艺推广具有重要的参考价值。

尼尔森-摇床联合重选工艺在云南某金矿粗粒明金选矿生产中的应用

尼尔森-摇床联合重选工艺,是一种新型、高效的选矿工艺,其生产应用结果表明重砂产品金富集比和直收率远高于传统的重选工艺,具有高效、环保的特点,推广应用价值较高。本文以云南某金矿选厂为例,采用尼尔森-摇床联合重选工艺改造原有传统重选工艺预先回收粗粒明金,取得良好的技术指标和显著的经济效益、环保效益。

重浮联合工艺从某复杂多金属氧化矿中回收金试验研究

对甘肃某多金属氧化矿进行了选矿试验研究,结果表明,采用优先重选—重选尾矿经一次粗选、两次精选、三次扫选的重浮联合工艺流程,可以获得金品位42.43 g/t的重选精矿和22.43 g/t的浮选精矿,金的综合回收率达到81.35%。同时,银和铜也得到一定程度的综合回收。

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。

尼尔森离心重砂有价金属分离试验研究

河南某大型金矿生产产出的尼尔森离心重砂含铅2.56%、钨(WO3)5.13%,具有较高的综合回收价值。重砂性质分析查明:铅、钨主要以方铅矿、黑钨矿形式赋存,部分黑钨矿与黄铁矿呈复杂嵌生的关系。分离试验采用磁选—重选—浮选联合工艺依次产出高品位金精矿、低品位金精矿、铅精矿、金硫精矿、钨精矿、钨中矿,其中铅精矿含铅48.15%、含金7 255.50 g/t、铅回收率为73.22%,钨精矿含钨(WO3)60.31%、钨回收率73.60%,钨中矿含钨(WO3)14.93%、钨回收率9.11%。

应用尼尔森重选优化河南某氧化型金矿选别指标

河南某金矿矿石中金的品位为2.14 g/t,金主要以裸露及半裸露金的形式存在,占总金的41.20%,其次为硫化物包裹金,占总金的27.31%,硫铁矿包裹金含量较少,为12.04%。目前,选矿工艺为单一浮选流程,金的回收率指标一直不太理想,造成了资源的严重浪费。为降低尾矿金品位,提高金回收率,开展了应用尼尔森重选优化选别指标的试验研究。研究结果表明:①生产尾矿中存在一定量的麦粒状、长角粒状和板片状颗粒金,应用尼尔森重选回收,可获得35.33%的作业回收率;②应用尼尔森从旋流器给矿中回收颗粒金,可以获得金品位为734.40g/t、金回收率为41.07%的重选金精矿;③旋流器给矿与沉砂的重选可回收金(GRG)值基本一致,说明绝大多数GRG颗粒金通过旋流器沉砂进入磨矿循环系统,将尼尔森配置在旋流器给矿处较为合适,进而实现能早收就早收的选矿原则;④采用重浮联合工艺,精矿金的回收率由85.74%提高至90.80%,尾矿金品位由0.35 g/t降低至0.23 g/t。本研究为下一步工业实践提供了借鉴。

某金矿尼尔森重选试验研究

某金矿含金4.66 g/t,选厂采用单一浮选进行金的回收。矿石性质研究表明:矿石中金主要以裸露半裸露金的形式存在,0.295~0.074 mm粒级的自然金产率高达59.82%,该部分金适合采用重选回收。为此,以尼尔森选矿机为重选设备,采用重—浮联合工艺开展选矿试验。确定适宜的尼尔森重选条件为:磨矿细度-0.074 mm占45%、重力倍数60 G、反冲洗水量5.5 L/min、给矿速度500 g/min、给矿量20 kg,该条件下重砂金的产率为0.0489%、金品位为4018.14 g/t、金回收率为42.07%。针对适宜条件下获得的重选尾矿,浓缩并磨矿至-0.074 mm占65%,采用“1粗2精3扫”浮选流程,闭路试验获得了产率为7.60%、金品位为32.43 g/t、金回收率为52.78%的浮选金精矿,金总回收率为94.85%。产品粒度分析结果表明:尼尔森重选主要回收了+0.097 mm粒级产品,对细粒级产品回收能力有限。

湖南某金矿重-浮联合分选可行性研究

某金矿中金的分布情况复杂,在铁氧化物和硫化物中均有分布,亦有部分金以裸露和半裸露状态存在。为充分回收矿石中的金,通过重选、浮选以及硫化浮选联合工艺对该矿进行选矿试验研究,最终获得金品位为58.66 g/t,回收率为86.43%的精矿产品。试验结果表明,采用重选、浮选以及硫化浮选联合工艺处理该矿具有可行性。

哥伦比亚某含铜金银矿石选冶联合工艺研究

哥伦比亚某含铜金银矿矿石中有价元素金、银、铜含量分别为7.61 g/t、44.62 g/t和0.10%。原采用重选—重选尾矿直接氰化浸出工艺,银浸出率低、铜大量浸出,贵液后续处理困难。针对以上问题,采用重选—重选尾矿优先浮铜—浮铜尾矿浮选金银—金银精矿氰化浸出的选冶联合工艺开展试验研究。结果表明:①该矿石中硫化矿物主要为黄铁矿,含金矿物以银金矿为主,含银矿物主要为锑黝铜矿,铜矿物主要为黄铜矿。②矿石采用两段尼尔森重选—超级选金机精选的重选工艺,可获得综合重选金精矿含金34.10 kg/t、含银9.34 kg/t、含铜0.072%,金回收率44.56%,银回收率2.06%、铜回收率0.0066%。③对重选尾矿采用优先浮铜工艺,在磨矿细度为-74μm占64%的条件下,以Na2CO3为调整剂、Z-200为捕收剂,经2粗2精,可获得铜品位24.47%、金品位402.4 g/t、银品位8841.6 g/t、铜回收率63.92%、金回收率25.62%、银回收率55.96%的铜精矿。④采用选冶联合工艺流程处理该矿石,全流程试验可获得金综合回收率88.21%、银综合回收率77.02%、铜回收率63.92%的指标。不仅回收了铜矿物,降低了铜浸出量和氰化钠单耗,还改善了贵液后续处理过程。同时,银综合回收率提升明显,极大降低了氰化尾渣的处理量。

难选白钨矿石选矿新工艺流程研究

根据矿石工艺矿物学研究，进行了三种不同工艺流程的研究比较，即传统的脂肪酸类捕收剂下的碱法浮选改进流程，采用新型GY螯合捕收剂的GY法浮选流程和重－浮联合选矿新流程。三种工艺流程均获得好结果，本文对三种工艺流程作了介绍，并对各种流程主要关键因素进行了探讨。

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。

滇池地区中低品位磷矿石选矿工艺的新探索

论述了滇池地区中低品位磷矿石选矿工艺的新思路,提出重—浮联合流程,采用高效的水介质旋流器和矮柱浮选槽,实现了更经济合理地回收胶磷矿;精矿品位及其中杂质含量均达到国家酸法二级标准,精、尾矿水排放达到了GB8978-88污水综合排放二级标准。为滇池地区乃至省内同类型的中低品位磷矿石的开发利用提供了良好前景。

托里县某石英脉型金矿选矿试验研究

托里县某金矿含金3.85g/t,含SiO_(2)24.62%,属于石英脉型金矿,其中有82.27%金以单体金形式存在。试验通过尼尔森重选-浮选联合工艺试验选别,结果显示,在-200目占70%条件下,采用尼尔森重选,可获得金品位584g/t、回收率69.77%的重砂金精矿,重选尾矿经“一粗-一扫”的闭路浮选,可获得金品位43.1g/t、回收率29.22%的浮选金精矿,综合回收率达到98.99%,金矿回收指标非常好。

氧化铅锌矿浮选法研究进展

随着易选硫化铅锌矿石资源的日渐减少,市场对铅锌金属的强烈需求推动了难选氧化铅锌矿石浮选技术的进步。为了系统展示难选氧化铅锌矿石浮选技术的进展,从硫化钠硫化浮选法和硫磺硫化浮选法等2方面总结了硫化浮选技术的进展情况,从重选-浮选联合工艺和选冶联合工艺等2方面总结了联合工艺技术的进展情况,从絮凝浮选法、螯合剂浮选法、组合捕收剂浮选法和组合抑制剂浮选法等4方面总结了基于新药剂的浮选技术进展情况,最后对氧化铅锌矿石浮选技术发展的方向展望。

澜沧老厂银铅锌多金属矿选矿工艺优化与生产实践

针对云南澜沧老厂银铅锌多金属矿矿石氧化率高、含泥量大、矿物组成复杂及嵌布粒度细等问题进行了选矿工艺优化。采用破碎-棒磨-球磨工艺,矿石流动通畅,能降低过粉碎、改善粒级分布,提高了磨矿产品质量;采用分速异步浮选工艺、新型高效复配捕收剂WX-1及MZ-3配伍使用,降低矿泥恶化影响,减少中矿循环量,强化铅、锌高效浮选分离及银、铟选择性富集;采用螺旋溜槽-摇床-悬振锥面选矿机重选新工艺,强化细粒硫铁矿回收。工艺优化改造后,全面提高了关键工艺技术经济指标,实现了资源利用效益最大化。

甘肃某卡林型金矿选矿工艺试验研究

针对甘肃某大型卡林型金矿原矿泥化严重、金嵌布粒度微细、载金矿物硬度及解离度差异大等难题,进行了多种选矿工艺研究。结果表明:采用重选—阶段磨浮—尾矿浸出工艺,可获得较好指标;重选精矿金品位1603.00 g/t,浮选精矿金品位52.72 g/t,浮选尾矿经环保型提金剂浸出后,浸渣金品位降低至0.64 g/t,金总回收率达到82.68%。

某环境敏感区金矿选矿工艺试验研究

某金矿金矿品位为3.6~4.1g/t,该矿中粗粒的颗粒金较多。为了给环境敏感区的选矿厂设计提供依据,对该金矿进行传统重选试验、浮选以及尼尔森重选试验。试验结果表明:该金矿采用尼尔森-摇床重选联合工艺流程可使金精矿综合回收率可达84.42%,尾矿品位可降至0.55g/t。