某低炭质细粒级金矿石选矿试验

某低硫低炭石英脉型细粒级金矿石金品位为3.62 g/t,金主要为自然金,嵌布粒度主要为0.005~0.02mm,最大粒度为0.035 mm,以不规则柱状、粒状被包裹于石英边缘,石英和高岭土是矿石中的主要脉石矿物,其次是黄铁矿、褐铁矿、绢云母、炭等。采用重浮联合工艺流程进行了矿石的选矿工艺研究,确定的选矿工艺流程为1次摇床重选,1粗2精4扫、中矿顺序返回浮选流程,获得了金品位为295.45 g/t、金回收率为32.60%的重选精矿和金品位为46.64 g/t、金回收率为59.26%的浮选精矿,综合精矿金品位为66.51 g/t、金回收率为91.86%。     

中亚某难选含氧化铜金矿选冶试验研究

介绍了采用“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿直接炭浆法氰化浸出”工艺方案综合回收中亚某矿山过渡带难选含铜金矿中的金和铜。该矿原矿石含金3.52g/t、银11.20g/t、铜0.54%、砷0.40%、硫1.54%,其中氧化物铜含量为0.22%,占总铜含量的40.74%,金、铜嵌布粒度微细,嵌布关系复杂,属于复杂难选含氧化铜金矿。针对该矿特点,通过引进氧化铜类捕收药剂体系,增加精选级数,按照便于现场技改的硫化物铜、氧化物铜混合浮选工艺进行金铜浮选回收,对浮选尾矿进行直接炭浆法氰化浸出回收金。最终可获得浮选精矿产率3.92%,含金48.50g/t,含铜8.45%的可销售精矿,浮选尾矿含铜0.21%,可氰化铜含量0.12%,浮选尾矿直接炭浸所需氰化钠用量为3.1kg/t,金浸出率74.71%,浮选+浸出金综合回收率88.26%,铜回收率62.16%。与现场原工艺“浮选-浮选精矿销售-浮选尾矿氨氰法抑铜浸金-氨氰尾浆炭浸”相比,浮选精矿产率接近,精矿金铜品位更优,金综合回收率提高了6.02%,铜回收率提高了9.24%。试验成果已作为现场技改依据。     

某金矿选矿工艺研究

对某石英脉型金矿矿石进行了浮选、摇床重选—浮选、尼尔森重选—浮选三种工艺对比试验,结果表明都能较好地回收原矿中的金。但属尼尔森—浮选工艺最适合该矿的性质,尼尔森重选可回收粗颗粒金,尼尔森重选精矿产率为1.19%,品位为64.03 g/t,回收率为86.58%,经摇床精选获得精矿品位为480.60 g/t、回收率为83.34%,尼尔森尾矿浮选金精矿品位为11.20 g/t,回收率为10.97%,该工艺总回收率为94.31%。     

提高团结沟金矿选矿回收率的试验研究

通过对团结沟金矿原矿矿石性质、浮选尾矿、浮选精矿及浮选精矿浸渣特性的分析，对浮选精矿浸渣采用溜槽重选进行工业生产，溜槽重选精矿采用焙烧－CIL炭浸法或微生物氧化法提金，溜槽重选尾矿再浮选；浮选精矿焙烧，焙砂CIL炭浸法提金进行了介绍。建议采用重选法回收浮选尾矿中的细粒级自然金、黄铁矿及赋存在黄铁矿与脉石矿物连生体中的金，提高团结沟金矿总的选矿回收率。     

新疆某大型铁矿伴生金锌的综合回收试验研究

为了综合回收新疆某大型铁矿伴生的有益元素金和锌,对具有代表性的矿石进行了矿石性质研究,查明了矿石中金矿物、锌矿物和铁矿物的赋存状态、嵌布粒度及它们与有益有害元素的共生关系。根据矿石性质,制定了优先浮选金矿物,金浮选尾矿经硫酸铜活化后浮选闪锌矿,锌浮选尾矿磁选铁的工艺流程。金浮选通过两段粗选两段精选获得金精矿金品位27.38×10~(-6),金回收率52.65%;锌浮选通过一段粗选两段扫选,锌粗精矿再磨至-0.037 mm 85%精选四段,获得锌精矿锌品位49.53%,锌回收率81.21%;锌浮选尾矿磁选回收铁,通过一段粗选一段精选,获得铁精矿铁品位65.55%,铁回收率84.71%。     

云南某金矿提金工艺试验研究

云南某金矿石为褐铁矿化含炭糜棱岩型金矿石,原矿中金赋存状态复杂,金品位较低,仅3.56 g/t,含碳量0.619%,属低品位原生高碳金矿石。为合理开发利用该矿石,获得高品位的金精矿,降低生产运营成本,对其分别进行了全泥氰化浸出、焙烧—氰化浸出、摇床提金、单一浮选试验研究,对比各流程的试验结果,确定采用1粗1精3扫的单一浮选工艺处理该矿石,获得的金精矿品位达38.92 g/t,回收率为75.42%。     

某金矿选矿工艺研究

针对某金矿以自然金存在、且嵌布粒度粗细不均匀的矿石性质,采用重-浮联合工艺回收金.先用摇床重选获得粗粒金,再用浮选回收细粒金.对原矿Au品位为5.37g/t的矿石,可获得金精矿品位100.21g/t、回收率97.88%的较好指标.     

四川某金矿石选矿试验

四川某金矿石金品位为5.85 g/t,矿石类型为少硫化物石英脉型原生含巨粒金矿石。针对该矿石的特点进行了选矿试验,结果表明,采用重选法回收矿石中的部分中粒、粗粒和巨粒明金,重选尾矿再用浮选或氰化法回收细粒金的工艺是可行和有效的;矿石采用阶段碎磨（一段破碎粒度-2 mm,磨矿1细度-0.074 mm 30%,磨矿2细度-0.074 mm 65%）阶段尼尔森重选选别流程处理,可得到金品位19.24%、金回收率59.97%的高品位金精矿,这部分金精矿可以直接冶炼金锭,比锌粉置换工艺更简单;对金品位为2.35 g/t、金分布率40.03%的尼尔森重选尾矿进行了氰化炭浸和浮选流程试验,均能获得较好的回收率指标。试验结果可以为合理开发该类型矿石资源提供参考。     

富砷碳超微细粒金矿提金工艺探讨

富含砷和有机碳的超微细粒金矿属极难选冶矿石,以东北寨金矿为代表。该类矿石提金的关键是预氧化。为此,对东北寨矿进行了生物氧化、氯气和二次氧化、加压碱浸、加压酸浸、催化酸浸和氧化焙烧等方案的试验,优选出氧化焙烧和加压氧化两种工艺.在此基础上,按浮选一精矿焙烧—炭浸法和原矿焙烧—炭浸法工艺流程进行实验室扩大连续试验,金回收率分别达到75％和80％。根据技术经济全面比较分析,推荐用浮选—氧化焙烧(或加压氯化)—炭浸法工艺处理该类矿石.矿石的边界品位、块段最低工业品位和矿区最低工业品位分别可按1.5—2、3.5、6g/t划分.此外,还指出了今后的研究方向.     

含砷低品位金矿分选试验

某低品位金矿含砷较高,可回收金属元素金的含量仅为2.22g/t,矿石中金的赋存比较复杂.通过研究选择合适的活化剂以及活化剂在矿浆中的最佳作用环境,有效活化矿石中的惰性含金矿物以提高金的回收率.同时进行了多个浮选流程的对比试验研究,最终选取金砷混合浮选流程,金精矿中Au品位达到12.47g/t,Au的浮选回收率达到86.59%.     

贵州某难浸金矿原矿焙烧-氰化提金工艺试验研究

针对贵州某难浸金矿的矿石性质,确定采用原矿焙烧—氰化提金工艺。结果表明,金浸出率可由直接氰化的25%提高到90%,为该类难浸金矿提金提供了一条有效的途径。     

某金矿金浸出率不高的原因及解决措施

某金矿采用堆浸工艺,金的浸出率一直较低,改用全泥氰化浸出工艺进行试验,金的浸出率也没有明显的提高。为此,对该矿矿石进行了工艺矿物学研究,查明了影响金浸出的主要因素为雄黄、雌黄等。根据工艺矿物学研究结果,采用原矿先经浮选除去雄黄、雌黄等硫化物,浮选精矿预处理后氰化浸出,浮选尾矿直接氰化浸出的方案进行试验,金的总浸出率达到88.52%,较原矿直接全泥氰化浸出提高25.02个百分点。     

优先浮选与混合浮选工艺提高含金铜硫矿石回收率的对比试验

随着铜硫矿山资源的不断开采,入选矿石品位下降,矿石的组成和性质复杂、嵌布粒度细,共生关系密切。在对某含金铜硫矿石性质研究的基础上,采用优先浮选工艺与混合浮选工艺进行对比,探索两个工艺的最优流程与药剂制度,对精矿、尾矿进行分析,结果显示优先浮选工艺在细度-0.074mm 90%时取得的指标最优,获得铜精矿指标为：产率1.99%、品位21.25%、回收率91.62%、Au品位12.28g/t、Au回收率70.26%,硫精矿指标为：产率2.58%、品位49.59%,回收率54.47%;混合浮选工艺在磨矿细度为-0.074mm 80%时,获得铜精矿指标为：产率2.00%、品位19.15%、回收率83.04%、Au品位9.81g/t、Au回收率56.36%,硫精矿指标为：产率3.11%、品位39.14%,回收率51.85%。优先浮选艺流程简单,操作过程稳定可靠,指标较好,药剂制度简单,易于控制,适用于生产。对类似的含金铜硫矿物浮选具有重要参考价值。     

某高泥高硅赤铁矿选矿工艺研究

针对某高泥高硅赤铁矿进行了预先脱泥—高梯度强磁—磁选精矿再磨—反浮选联合工艺研究。试验结果表明,原矿经螺旋溜槽脱泥,SLon立环高梯度强磁后进行再磨再选,可有效消除黏土等泥质矿物对选矿的影响;在原矿含Fe 12.43%的条件下,采用阳离子捕收剂反浮选脱硅,获得了含Fe51.28%,回收率为38.74%的铁精矿。     

组合捕收剂对某金矿的选矿试验研究(增刊)

某金矿原矿金品位为1.94g/t,金元素主要赋存于自然金中,金属矿物以黄铁矿为主,脉石矿物主要为长石、石英等。现场原有工艺生产精矿金品位为45.20g/t,金回收率为87.31%。使用组合捕收剂异戊基黄药+BK903G对其进行试验研究,在55%-0.074mm的磨矿细度条件下,通过一粗、两精、两扫的选别流程,获得精矿金品位为82.86g/t,金回收率为93.19%。此外,使用尼尔森选矿机,进行重-浮联合流程试验探索,同样获得较好指标。     

某高铁铜矿选矿试验研究

针对某高铁铜矿考察了原矿性质,并根据原矿性质特点进行选矿试验研究,分别进行了优先浮选和混合浮选两种方案的试验,优先浮选试验得到铜精矿品位为22.21%,回收率为95.47%。混合浮选中考察了浮选和磁选两种铜硫分离方法,得到铜精矿品位分别为23.56%和22.87%,回收率分别为97.62%和97.34%。对试验的各个方案进行了比较说明,确定了混合浮选—铜硫磁选分离的最佳试验方案。     

新疆某围岩蚀变型含泥金矿选矿试验

新疆某国有大型黄金矿山矿石特点为矿体极度破碎、原生泥和次生泥含量高,载金硫化矿浮选分离精度低,部分载金黄铁矿嵌布粒度微细且结晶程度较差,金的高效回收技术难度大。基于矿石工艺矿物学特性,取消原泥砂分选工艺,开发应用“全粒级粗磨粗选-中矿再磨单独选别-再选产品梯级返回”选矿工艺流程,强化泥质脉石高效抑制和载金矿物有效活化,应用泥质脉石抑制剂XJ-12和微细粒载金黄铁矿浮选增效剂AXJ-1,在原矿Au品位2.19g/t条件下,实验室全流程闭路试验获得Au品位30.30g/t、Au回收率86.28%的金精矿,有效降低细泥对浮选的干扰,提高难选目的矿物可浮性,实现了金的高效回收。     

某低品位钼多金属矿浮选试验研究

某低硫钼多金属矿伴生铋、钨矿物品位较低,为综合回收这部分资源,在深入分析原矿性质的基础上通过试验确定了钼铋混浮-分离,混浮尾矿再选白钨的浮选流程。实验室小型闭路试验获得钼精矿钼品位52.42%,回收率95.11%;铋精矿铋品位15.16%,回收率53.06%;白钨精矿含WO330.5%,回收率36.60%的选别指标,研究结果为该矿山提高矿产资源综合利用率奠定了技术基础。     

老挝某难选金选矿试验研究

老挝某金矿中金品位为4.12g/t，金主要赋存在黄铁矿等硫化矿中，属于一种难处理的氧硫混合型矿石。为高效回收该矿石中的金，开展了详细的选矿试验研究。对浮选条件进行逐级优化，确定了最佳的作业参数。通过对原矿进行“一粗三精四扫”，扫选部分中的三个中矿合并再磨并进行“一粗三精三扫”的全闭路流程试验，获得了金品位为32.16g/t，回收率为57.06%的金精矿1；及金品位为31.48g/t，回收率为24.37%的金精矿2；得到了总回收率为81.43%的金精矿，且尾矿中金品位仅为0.85g/t，金的损失较小，取得了较为满意的生产指标。