微细粒金矿石选矿试验研究

本文主要对微细粒金矿石进行了选矿试验研究。通过粗选磨矿细度试验和药剂条件的正交试验，确定了该矿粗选的最佳操作条件。在此基础上，进行一粗二精三扫的实验室闭路试验，可获得金品位48．04g／t，回收率85．63％的金精矿。这一结果表明，该金矿石中的金可通过浮选硫化矿进行富集。     

赣南某金矿选矿试验

为合理回收赣南某低品位金矿,根据该矿石工艺矿物学特点,先后进行了磨矿细度、药剂用量等条件试验,并在各条件取得最优方案的基础上分别进行了金粗选综合条件试验和空白精选及除砷探索试验。试验结果表明:在2次粗选的最终试验流程中,可获得金品位为39.00 g/t、金回收率为96.32%,硫品位为47.07%、硫回收率为87.46%的理想指标,最大限度地回收了矿石中的有价元素。     

磁选厂尾矿回收金的研究

实际考察了近十个铁矿尾矿点，通过尾矿性质研究和镜下鉴定，表明尾矿中确有金存在，金品位为０．４ｇ／ｔ左右，金呈单体和连生体存在。试验矿样取自某磁选厂一段磁选尾矿，用摇床、离心选矿机、螺旋溜槽和铺毯溜槽分别进行了初步探索试验，四种方法均能使金得到富集，精矿品位为１．５～１５ｇ／ｔ。确定采用螺旋溜槽粗选、摇床精选流程富集金。试验结果表明，可得到品位４．０８ｇ／ｔ、产率２％的金精矿，达到氰化提金的品位要求，具有回收价值。     

山东某原生金矿石可选性试验研究

对山东某原生金矿石进行了可浮性试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化.得出了粗选的最佳操作条件:磨矿细度-74μm 60%;活化剂CuSO_4150g/t;复合捕收剂LD-1 100g/t;起泡剂11号油20 g/t。在此条件下进行一次粗选、两次精选、两次扫选实验室闭路试验,可获得金精矿品位为73.46g/t、回收率为95.29%的较好指标,表明该原生金矿可以通过浮选达到顶先富集的目的。     

贵州某微细粒金矿中碳质物的分选研究

微细粒金矿中碳质物在金浸出体系中具有较强的劫金能力,严重降低金的浸出率。针对贵州某微细粒金矿,在多元素分析、扫描电镜分析研究基础上,采用浮选预先分选碳质物。通过浮选药剂选择试验、粗选正交试验、扫选次数试验和精选次数试验,得出较优流程为"一次粗选、一次扫选、一次精选",较优试验条件为:磨矿细度-74μm含量占65%,粗选LC-1和松醇油用量分别为100和90 g/t,扫选药剂减半,精选不添加药剂。在该试验条件下可将矿石中有机碳含量从0.81%降低到0.38%,获得83%以上的碳尾矿产率。原矿、分选产品的浸出试验表明,分选后分别浸出的总浸出率比原矿直接浸出的金浸出率高7%以上。     

某低品位原生金矿选矿试验研究

对某低品位原生金矿进行了选矿试验研究。通过对浮选指标各影响因素的优化,得出了粗选最佳选别条件:磨矿细度-200目65%;pH值调整剂碳酸钠用量1500g/t,相应pH值为8.5;浮选浓度31%;丁基黄药用量60g/t;2#油用量35g/t。在此条件下,进行了一次粗选、三次精选、两次扫选的实验室闭路试验,可获得金精矿品位29.8g/t、回收率为94.59%的较好指标。试验结果表明,该低品位金矿可以通过浮选达到预先富集的目的。     

某金精矿浸出试验研究及综合利用分析

为确定某金精矿产品处理方案进行了金精矿浸出试验研究,条件试验表明:磨矿细度和氰化钠用量是影响金浸出率的关键因素;金精矿Ⅰ较难浸出,根据最佳浸出条件采用常规浸出工艺金浸出率为83.28%,采用边磨边浸金浸出率84.26%;金精矿Ⅱ浸出率可达到87.59%,但浸渣选铜一段粗选铜回收率可达79.24%;最终该金精矿产品处理方案需要进行经济对比,同时需要考虑浸渣回收铜的可能性和经济分析;尾渣筛析表明,细粒级中金品位低,损失的金属于细粒的包体金。     

尾矿再选回收金锌的试验研究

针对多金属硫化矿选矿尾矿进行了浮选工艺再选回收金、锌的试验研究。采用一次金粗选、一次金扫选、三次金精选、一次锌粗选、一次锌扫选、三次锌精选闭路流程,得到了金精矿含金27.25g/t、回收率86.03%以及锌精矿含锌56.84%、回收率79.90%的技术指标。     

云南某金矿选矿试验研究

某金矿中金含量为3.26 g/t、硫含量为1.04%。金主要赋存于硫化物中,可通过富集硫化物的方法来回收矿石中的金。采用一次粗选、两次扫选和一次精选的闭路试验流程,可获得品位57.08 g/t、回收率91.62%的金精矿。     

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。     

黑龙江某难选金矿选矿工艺研究

针对黑龙江某微细粒浸染、有机碳含量高、原矿氰化浸出金浸出率低的难处理金矿石,进行了原矿浮选试验研究,本研究采用了一种新型的、捕收能力强、选择性好的金捕收剂BK912,结合一段细磨—粗精矿再磨工艺,经过两次粗选、三次精选、两次扫选,获得了金精矿金品位50.60g/t、金回收率87.27%的较好指标。     

某难选金矿的选矿试验研究

针对云南某金矿载金矿物与脉石矿物呈微细粒嵌布,浮选细磨中产生大量次生矿泥,加之原矿有部分易于泥化的粘土矿物,给选别造成困难的特点.采取添加混合分散剂分散矿泥,利用组合捕收剂的协同效应强化浮选过程,经过一粗二扫二精的工艺流程,取得金精矿品位95.67g/t、回收率87.73%的较好分选指标.     

某金矿浮选工艺流程试验研究

根据某金矿中金以细粒、微细粒赋存于黄铁矿中的特点,试验对比了粗精矿再磨、粗精矿再磨—中矿分级再磨以及强化粗选—中矿分级再磨的三种工艺方案,试验结果表明:保持原磨矿系统不变的条件下,采用粗选添加硫酸强化粗选—中矿分级再磨,再磨细度为-45μm占75%的工艺流程,获得了精矿金品位41.60 g/t、回收率82.61%的选别指标,试验指标较好,工艺流程稳定可行。     

某高硫高砷含碳金矿选矿试验

某高硫高砷含碳金矿石金品位为4.21 g/t,含砷0.82%、含碳0.85%,呈细粒、微细粒嵌布。硫化物包裹金和裸露金占总金的98.31%,金多分布于黄铁矿与石英、绢云母等脉石矿物连生体中。为回收利用矿石中的金,分别进行直接氰化浸出、预处理-氰化浸出、浮选-预处理-氰化浸出试验。结果表明,直接氰化浸出、预处理-氰化浸出金回收指标均较差;原矿经一段磨矿（-0.074 mm 90%）-1粗3精2扫浮选-二段磨矿（-0.038 mm 93%）-1粗3精2扫闭路浮选-尾矿预处理-氰化浸出选别,浮选可获得金品位23.36 g/t、含银96.00 g/t的金精矿,金精矿回收率为6722%,金浸出率23.36%,金总回收率达90.58%,指标较好,可作为该金矿石选矿工艺流程。     

云南某铜硫矿浮选试验研究

针对云南省某低品位铜硫矿矿石的特点,采用优先浮选铜工艺进行选矿试验。试验条件在磨矿细度为-0.074 mm占80%情况下采用"一次粗选、二次精选及三次扫选"优先浮选铜流程,硫回路同样采用"一次粗选、二次精选、三次扫选"浮硫流程。在条件探索试验的基础上,经闭路试验最终获得选矿指标为:铜精矿品位20.31%,铜回收率80.46%;硫精矿硫品位45.3%,硫回收率90.35%;同时金和银也得到了一定程度的富集。     

某微细粒含砷含碳难处理金矿浮选试验研究

针对某微细粒含砷含碳难处理金矿进行了浮选试验,在磨矿细度-0.074mm含量为90%条件下,采用浮选条件试验确定的最佳药剂制度,通过两次粗选、三次精选、三次扫选的闭路浮选流程可以获得精矿金品位41.90%、金回收率80.64%的浮选指标。工艺矿物学研究结果表明,尾矿中的金主要以微细粒贫连生体硫化物、硫化物又包裹金的形式存在,采用浮选工艺难以有效回收。     

内蒙古某金矿阶段磨矿—阶段浮选试验研究

内蒙古某金矿山原矿金品位为2.83 g/t,其中金银矿物嵌布粒度细且与脉石矿物连生紧密,不利于单体解离。为了进一步实现金矿的高效富集,在工艺矿物学研究基础上确定了阶段磨矿—阶段浮选工艺流程,并进行了详细的浮选试验。结果表明:（1）矿石中含有少量银金矿和碲银矿,主要载金矿物为黄铁矿和磁黄铁矿,其中黄铁矿中金含量为62.20 g/t,占矿石中金总量的41.61%,磁黄铁矿中金含量为32.30 g/t,占矿石中金总量的23.77%,脉石矿物以石英、绿帘石、绿泥石、长石和云母等矿物为主。（2）以"丁基黄药+丁铵黑药"为主要捕收剂,5460为辅助捕收剂,在一段磨矿细度为-0.074 mm占90%、二段磨矿细度为-0.038 mm占75%的条件下,采用两次粗选三次精选两次扫选、中矿顺序返回的闭路工艺流程,获得了金品位38.00 g/t、回收率80.06%的精矿产品,较原浮选流程中金矿品位提高13.8%个百分点,回收率提高6.75个百分点,有效实现了金矿的富集。      

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。     

西藏某含金浸染状次生硫化铜矿石浮选回收铜金试验

西藏某浸染状次生硫化铜矿石铜品位为1.86%，原生硫化铜占总铜的15.05%，次生硫化铜占总铜的76.88%，主要铜矿物为斑铜矿、黄铜矿，其他金属矿物有黄铁矿、磁黄铁矿等；脉石矿物以石榴石、辉石、石英等为主。为了确定该矿石中铜、金的适宜回收工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿细度为-0.074 mm占70%的情况下进行1粗2精快速浮选，1粗2扫常规浮选，快速精选1尾矿与常规粗选精矿合并再磨至-0.038 mm占80%的情况下进行1粗2精2扫铜硫分离，获得的快速浮选精矿铜品位为27.05%、金品位为8.28 g/t，铜、金回收率分别为60.79%、50.90%；常规浮选铜精矿铜品位为17.06%、金品位为5.02 g/t，铜、金回收率分别为29.81%、23.99%。快速浮选+常规浮选、快速精选1尾矿与常规浮选粗精矿再磨再选工艺流程既能避免铜矿物的过磨，保证铜的回收率，又可得到较高品位的铜精矿，获得较好的铜、金回收指标。