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。

弓长岭某磁铁矿高效制备超级铁精矿研究

超级铁精矿作为一种高附加值的新型材料,具有巨大的发展潜力。弓长岭某磁铁矿TFe品位45.62%,SiO_(2)是其主要的脉石成分,含量为33.21%,有害元素P、S含量较低。矿石中的铁主要赋存在磁铁矿中,占全铁的95.05%。矿石中磁铁矿粒度较粗,主要分布在+0.074mm,分布率为82.37%。磁铁矿主要以单体形式产出,部分微细粒石英以包裹、反包裹和细脉状嵌布于磁铁矿中,较难完全解离。为实现该矿石的高值化利用,开展了超级铁精矿制备工艺研究。结果表明,采用阶段磨矿—阶段磁选—反浮选工艺处理该磁铁矿石,在一段磨矿细度为-0.074mm占65%、二段磨矿细度为-0.025mm占90%、反浮选工艺中粗选和精选的捕收剂用量均为25g/t的条件下,可以获得TFe品位72.35%、回收率为81.03%、SiO_(2)含量为0.17%、酸不溶物为0.19%、其他杂质含量微量的高品质超级铁精矿,以及TFe品位71.37%、回收率为6.07%的高纯铁精矿和TFe品位60.26%、回收率为6.71%的普通铁精矿,为磁铁矿的高附加值和梯级化利用提供了技术依据。

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。

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%。

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。

某石英脉型含金矿石工艺矿物学研究

针对某石英脉型含金矿石进行了详细的工艺矿物学研究,并在此基础上开展了重选—重尾浮选试验及金流失状态考查。研究结果表明:金为唯一有价回收元素,金品位为1.78 g/t。金矿物主要以自然金、银金矿形式存在,以包裹金(占45.33%)形式嵌布。粒度主要集中在-0.037 mm,占78.98%。采用重选—重尾浮选工艺,总金回收率为94.80%,浮选尾矿中流失的金矿物主要以脉石矿物包裹金形式存在,目的矿物浸出效果良好,金流失特征符合工艺矿物学研究结果。

山东某氰渣综合回收铁试验研究

山东某黄金选冶厂氰渣中主要有价元素为铁,品位为20.29%,矿物主要以磁铁矿、褐铁矿、硅铁矿形式存在。因该氰渣嵌布粒度微细,且褐铁矿理论含铁偏低,为了尽可能获得高品位铁精矿,开展了选矿试验研究。试验结果表明:采用弱磁粗选—强磁粗选—摇床精选联合工艺流程可实现铁资源的回收利用。若将弱磁精矿、摇床中矿、摇床精矿合一可获得铁品位为59.27%、铁回收率为48.01%的铁精矿;若将弱磁精矿、摇床精矿合一,可获得铁品位为61.21%、铁回收率为46.66%的铁精矿。

陕南某铁尾矿中重晶石的高效回收工艺

陕南某铁尾矿中含有12%左右的重晶石,常规选别工艺难以回收。结果表明:重选-浮选联合流程是高效回收该尾矿中重晶石的有效途径之一,通过螺旋溜槽+摇床联合的重选工艺可预先抛除90%以上的尾矿,该技术大幅简化了工艺流程和设备台(套)数。重选精矿采用“一粗四精二扫中矿顺序返回”的浮选分离后可获得BaSO4品位为93.2%、回收率为75.3%的最终精矿产品,该产品达到HG/T 3588—1999优等品级别。

刚果(金)某锂辉石选矿试验研究

刚果(金)某锂辉石Li_(2)O品位0.86%,属于低品位难选锂矿石。为实现该锂辉石高效综合利用,对其开展浮-磁联合试验研究。研究结果表明:在磨矿细度-0.074 mm占比75.0%,碳酸钠用量500 g/t,氯化钙用量140 g/t,氢氧化钠球磨机内用量700 g/t、浮选槽内用量200 g/t,捕收剂组合A(氧化石蜡皂与油酸质量比为1∶3)用量1650 g/t条件下进行一粗两扫三精一磁闭路试验,可获得Li_(2)O品位为5.67%、Li_(2)O回收率为77.71%的脱磁产品,Li_(2)O品位为4.51%、Li_(2)O回收率为10.51%的磁性产品。试验指标良好,为锂辉石资源综合利用提供重要参考依据。

某钨细泥选矿工艺优化研究

某钨选厂细泥中钨矿物多分布在-37μm粒级,以黑钨矿为主、白钨矿少量,钨矿物在产率低的粗粒级有一定程度的富集,现场采用离心机脱泥—黑白钨矿混合浮选—白钨矿浮选—摇床重选回收黑钨矿工艺处理,WO_(3)回收率仅在40%左右。为解决现场工艺流程复杂、钨矿物回收效果不理想问题,对现场混合浮选精矿进行了悬浮振动带式精选机分选试验。结果表明,1次粗选工艺在给矿浓度20%、给料流量140 kg/h、振动速度350 r/min、皮带速度140 cm/min情况下,可获得WO_(3)品位38.13%、WO_(3)作业回收率88.03%的钨粗精矿;采用悬浮振动带式精选机1次粗选、粗选中矿悬浮振动带式精选机再选,最终钨精矿WO_(3)品位为31.60%、WO_(3)作业回收率为89.88%,对现场矿泥的WO_(3)回收率为72.65%。悬浮振动带式精选机分选工艺不仅显著简化了选别流程,而且WO_(3)回收率得到显著提高,可指导现场进行工艺流程改造。

选矿法回收钽铌锂云母多金属矿中的钽铌锂

锂云母矿石组成复杂,同时伴生的钽、铌易碎过磨,使得该类资源综合回收难度较大。在开展某含钽铌锂云母多金属矿工艺矿物学研究的基础上,采用重选-浮选联合工艺对矿石中有价组分进行综合回收试验。结果表明:在原矿Li_(2)O品位0.65%,(Ta、Nb)_(2)O_(5)品位0.016%的条件下,通过螺旋溜槽粗选-摇床粗选-摇床精选的重选工艺,然后对重选尾矿进行浮选,以碳酸钠作为pH调整剂、六偏磷酸钠作为抑制剂、BK426作为锂云母捕收剂,浮选精矿中锂云母大部分单体解离,微细粒云母部分浸染在长石、石英、含黏土的氧化铁粉砂中,较难在磨矿过程中单体解离,最终可获得(Ta、Nb)_(2)O_(5)品位30.44%,回收率为36.15%的钽铌精矿产品,Li_(2)O品位4.63%、回收率为93.29%的锂云母精矿产品,较好地实现了该多金属矿有价组分的综合回收。

刚果(金)高炭质页岩铜钴矿脱碳精矿回收铜钴试验研究

刚果(金)高炭质页岩铜钴矿脱碳精矿中由于炭质物及轻质脉石的存在,致使直接浮选处理精选富集比低,无法形成合格的铜钴精矿,所以现场将脱碳精矿排放至总尾矿中,导致铜钴金属流失严重。针对以上问题,开展了脱碳精矿样品性质研究及回收铜钴小型试验研究,确定了离心重选预处理—离心粗精矿浮选的工艺流程,有效解决了炭质物对浮选的干扰,采用该工艺处理脱碳精矿,小型闭路试验产出的铜精矿Cu品位18.45%、Co含量3.22%,达到了产品销售标准,铜、钴金属实际回收率分别提高了5.81、3.48个百分点。

细粒难选黑钨矿磁浮联合选矿工艺研究

某细粒难选钨矿石原矿WO_(3)品位为1.56%,矿石中钨矿物主要为黑钨矿,黑钨矿以细粒嵌布为主,采用重选工艺回收钨资源困难。为实现黑钨矿高效回收,提高资源利用率,研究采用磁浮联合选矿工艺回收黑钨矿。结果表明:采用强磁选预先抛尾—强磁选粗精矿浮选脱硫—脱硫钨精矿脱磁处理后弱磁选除铁—除铁钨精矿强磁选精选工艺可获得高品质钨精矿。全流程试验获得WO_(3)品位61.48%、含硫0.04%、含铁6.72%,WO_(3)回收率85.74%的钨精矿;获得铁品位为64.97%、含硫0.05%,铁回收率60.64%的铁精矿。

含铀硼铁矿选铁尾矿中铀硼资源回收试验研究

辽宁翁泉沟地区含铀硼铁矿中铀、硼资源丰富,主要以晶质铀矿和硼镁石的形式存在,某选矿厂含铀硼铁矿选铁尾矿中U、B2O3品位分别为0.0133%、14.05%。为了提高该选铁尾矿中铀、硼资源的利用率,进行了矿物特征自动定量分析系统(AMICS)测试、化学分析、铀硼元素的平衡计算和粒度分析,探明了尾矿中的矿物存在形式、粒度分布、解离特性、元素分布等特征,根据试样性质,制定了“微细粒铀、硼矿物强化物理场预富集—摇床精选—重选尾矿浮选”的重—浮联合工艺分选流程。试验结果表明:通过优化离心分选、摇床分选、浮选的操作,获得了铀精矿中U品位0.1518%,U作业回收率60.16%,硼精矿中B_(2)O_(3)品位14.76%,B_(2)O_(3)作业回收率94.84%的分选指标;铀矿物主要分布在-74μm细粒级中,U分布率为77.13%,硼矿物主要分布在-38μm细粒级中,B2O3分布率为84.67%;和原工艺指标相比,选铁尾矿中U、B_(2)O_(3)回收率都得到提高,可为企业增加效益。该含铀硼铁矿选铁尾矿重—浮联合工艺可以有效回收微细粒铀、硼矿物,对其他微细粒矿物的回收具有借鉴意义。

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。

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂铁尾矿选钛试验

攀西某低品位钒钛磁铁矿选厂选铁尾矿隔粗(+1.5 mm)后TFe品位为12.42%、TiO_(2)品位为6.64%,主要有用矿物钛铁矿、磁铁矿多以微晶的形式赋存在脉石矿物中。为高效回收其中的钛矿物进行了选矿试验研究。结果表明,试样经重磁联合选矿可获得TFe品位为19.00%、TiO_(2)品位为19.14%重磁联合精矿;重磁联合精矿经磨矿、一次脱硫浮选、1粗3精浮选选钛流程处理,获得了TFe含量33.87%、TiO_(2)品位47.24%、TiO_(2)回收率70.17%、杂质含量较低的合格钛精矿,浮选工艺发挥了高效脱杂效果,且TiO_(2)损失有限;精选尾矿主要为不同程度的钛矿物连生体,这些精选尾矿合并返回再磨系统后可以很好地回收其中的钛,以获得更高的钛回收率。

云南某金矿氰化尾渣再利用选矿试验研究

云南某金矿开采已有近百年的历史,由于历史遗留问题在民采过程中地表上堆存了大量的氰化尾渣,含金量在(3~4) g/t,具备一定的回收利用价值,针对上述情况开展一系列试验研究,该氰化尾渣处理方式采用重+浮联合工艺,尾渣中金回收率可达85.57%,实现对有价金属的充分回收。

广西某高硅铝土矿尾砂分选试验研究

广西某高硅铝土矿为实现其尾砂中含铝矿物的回收利用,进行了选矿工艺试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm75%时,经1次重选,重选中矿、尾矿合并后进行1粗1扫3精1精扫、中矿顺序返回的闭路正浮选脱硅流程,获得了Al_(2)O_(3)品位65.80%、铝硅比7.95、Al_(2)O_(3)综合回收率68.98%的铝土矿精矿,重选—浮选联合工艺流程的提铝脱硅效果显著,可为类似低铝高硅型铝土矿资源的开发利用提供技术支撑。