承德某低品位金矿浮选试验

为合理开发承德某低品位难选金矿进行了一系列选矿试验研究。试验结果表明:在磨矿细度为-0.074 mm 65%、pH值为8.5、丁基黄药用量为140 g/t、丁胺黑药用量为50 g/t、2#油用量为60 g/t、粗选时间为10 min的条件下,经1次磨矿、1段粗选、2次扫选、2次精选,可获得品位为32.66 g/t、产率为1.27%、回收率为49.38%的金精矿。     

某金矿浮选试验研究

对金矿原矿品位为1.53 g/t,主要载金矿物为黄铁矿和黄铜矿的某金矿,进行了着重回收金属硫化矿物的探索实验,确定采用碳酸钠调浆和丁铵黑药＋丁基黄药组合使用的方式进行浮选条件实验。经过条件试验确定了最佳磨矿细度为-200目65.05%,碳酸钠用量为1 000 g/t,丁铵黑药与丁基黄药配制比例为1∶3,用量为60 g/t。开路试验采用一次粗选、三次精选、一次扫选工艺,由于金精矿品位较高,但一次扫尾矿品位较高,故闭路试验采用一粗、两精、两扫工艺流程,得到了金品位为70.26 g/t、回收率为92.30%的浮选金精矿。     

云南某低品位铜矿石中伴生金的强化回收

云南某低品位铜矿石铜、金品位分别为0.35%、0.114 g/t,现场以丁基黄药为捕收剂,在磨矿细度为-0.075 mm占74.30%的条件下浮选选铜,并使金在铜精矿中富集,获得的铜精矿铜金回收率分别为91.60%和45.70%。为提高金的回收效果,以现场工艺流程为基础,以提高金回收率为主要目标进行了浮选选铜试验。结果表明,在磨矿细度为-0.075 mm占80%的情况下,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,730A为起泡剂,采用1粗3精2扫、中矿顺序返回的闭路试验流程回收铜和金,最终获得的铜精矿铜品位为22.48%、含金4.53 g/t、铜回收率为92.85%、金回收率为56.30%。可见,以Z-200+丁铵黑药为捕收剂,不仅能显著提高铜精矿金回收率10.60个百分点,而且能小幅提高铜回收率1.25个百分点。     

甘肃某含金多金属硫化矿金铅回收试验

对甘肃某含金多金属硫化矿石进行了浮选工艺技术条件研究。结果表明,采用1粗2精2扫、中矿顺序返回流程优先选铅,1粗2精2扫、中矿顺序返回流程选金,最终获得了铅品位为40.86%、铅回收率为93.13%、含金35.51 g/t、金回收率为36.74%的铅精矿,和金品位为8.94 g/t、金作业回收率为93.48%的金精矿,金的总回收率为95.88%。     

某多金属含金难处理矿石浮选工艺研究

某多金属含金难处理矿石含铜0.21%、金0.55 g/t。对该矿进行捕收剂和调整剂优化试验,确定了粗选采用石灰调整矿浆、Z-200与丁基铵黑药为组合捕收剂,扫选采用丁基黄药与丁基铵黑药为组合捕收剂的新药剂制度。粗扫选作业的差异化给药,有效提高了铜、金的回收指标。在磨矿细度-74μm占68.63%的条件下,通过一次粗选、三次精选、三次扫选的闭路流程试验,获得精矿含铜14.72%、含金23.45 g/t,铜回收率90.29%、金回收率60.92%的指标。     

黄药类捕收剂与载金黄铁矿的作用机理研究

研究了黄药类捕收剂在载金黄铁矿表面上的吸附机理。浮选试验结果表明, 乙黄药、丁黄药和Y-89用量为20～40 mg/L时, 载金黄铁矿上浮率能达到80%~90%; 矿浆pH值对载金黄铁矿可浮性影响较大, 在pH=4～8条件下, 载金黄铁矿可浮性较好, pH>8后, 可浮性下降; 黄药类(乙黄药、丁黄药、Y-89)捕收剂对亚铁离子具有较好的选择性, 对金离子选择性较小。吸附量试验结果表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面吸附量随着药剂浓度增大基本呈线性增加, 且随着pH值增加逐渐降低, 在酸性条件下, 吸附量较大, 当pH>8后, 吸附量快速降低。载金黄铁矿与黄药类捕收剂作用前后的红外光谱表明, 捕收剂在载金黄铁矿表面产生了吸附。     

某含砷金矿选矿试验研究

某金矿矿石砷含量较高,金主要以显微金形式包裹于毒砂等硫化矿物中。金属矿物主要为毒砂及少量的褐铁矿、锐钛矿、黄铁矿等,非金属矿物主要有石英和长石。为开发利用该矿物,对其进行了浮选试验研究。在磨矿细度-0.074mm含量为74.2%时,用丁基黄药与丁铵黑药作为组合捕收剂,浮选流程采用二次粗选、二次精选和一次扫选中矿顺序返回的流程,最终可获得金品位为21.20g/t,回收率为93.22%的金精矿。由于原矿硫化物(毒砂)含量很高且为载金矿物,因此精矿品位难以提高。     

从金精砂中分离铅的研究

探索金精砂的预处理工艺、抑制剂和捕收剂的种类和配比,从金精砂中分离出铅。试验结果表明,铅精矿中含铅52.94%、含金52.00 g/t、银685.80 g/t,铅的回收率为90.72%,有76.63%的金和83.96%的银进入铅精矿中。分离后的尾矿作为金精矿,金精矿中金品位为19.83 g/t,含银163.70 g/t。     

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。     

用联合工艺处理乔列矿床含金矿石

提出了用浮选-浮选精矿硝酸浸出-浸出渣氰化工艺回收高砷金精矿中的金.金精矿硝酸浸出条件为:矿浆固液比1∶5,浸出温度80～90℃,硝酸浓度300 mg/L,浸出时间2 h.大约99%的金进入浸渣中,92%～93%的金变为适于氰化处理的金.     

江西某含碳砷难处理金矿石浮选试验

江西某含碳砷金矿石金品位为2.89 g/t,碳、砷含量分别为0.96%和0.36%。为高效开发利用该金矿资源,采用粗磨回收粗粒载金矿物、细磨回收细粒载金矿物的阶段磨矿、阶段浮选原则流程进行了选矿试验。结果表明：在磨矿细度为-0.074 mm占60%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程主要回收碳质物中的金,获得的金精矿1的金品位为69.91 g/t、金回收率为45.19%;在再磨细度为-0.074 mm占90%的情况下,采用1粗2扫2精、中矿顺序返回流程回收细粒载金矿物中的金,获得的金精矿2的金品位为32.82 g/t、金回收率为47.99%;2种精矿的金总回收率达93.18%。试验确定的工艺流程是该矿石的高效开发利用流程。     

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。      

某金矿石矿物加工试验研究

为了给开发某金矿提供依据,在工艺矿物学研究的基础上,对该矿石进行了可选性试验研究。采用异戊基黄药+BK903G为选金捕收剂,完成了两粗、两扫、两精闭路流程试验。对于金品位为2.87 g/t的原矿,在磨矿细度为-0.074 mm占80%的情况下,可获得金品位51.94 g/t、金回收率为82.06%的金精矿。     

甘肃某金矿石选矿试验研究#br#

甘肃某硫化物金矿石金品位为3.34 g/t，主要载金矿物为黄铁矿、毒砂、方铅矿等金属硫化矿物。为确定该矿石的合理开发利用工艺，进行了选矿试验。结果表明，矿石在磨矿粒度为-200目70%的条件下，采用1粗2精3扫、中矿顺序返回流程处理，获得了金品位为47.44 g/t、回收率为91.87%的金精矿，选别效果较理想。     

湖南某含砷金矿的工艺矿物学研究

湖南某地金矿石中含有较高的砷和碳,浮选所得金精矿中金的品位和回收率均较低,属难处理金矿的典型代表。 为充分了解该金矿石的性质以优化浮选指标,利用化学多元素分析、X 射线衍射仪、光学显微镜、扫描电镜 (SEM)、元素化学物相分析和矿物参数自动分析系统( MLA)等多种测试手段对矿石的工艺矿物学进行了系统的研究。 结果表明:矿石中有价元素金的平均品位为 3.40 g / t,有害元素砷和碳的含量分别为 0. 36%和 1. 42%;矿石中的金属矿物主要为银黝铜矿、白钨矿、黄铁矿、毒砂和菱铁矿等,非金属矿物以石英和绢云母为主,其次为高岭石、绿泥 石、蛇纹石等;矿石中的金矿物均为自然金,平均成色为 999. 5‰,主要呈角粒状和尖角粒状,其次为长角粒状,粒度小于 19 μm 者占 98. 95%,属微细粒金的范畴;在磨矿细度为-0. 074 mm 占65%的条件下,矿石中的单体及裸露金和硫化物包裹金的分布率分别为 5. 90%和 88. 79%,二者合计分布率为 94. 69%,即该磨矿细度下金的最大理论回收率。推荐的原则工艺流程为重选+浮选。     

内蒙古某低品位铜铅锌矿石中金银回收工艺研究

在对内蒙古某低品位铜铅锌矿石工艺矿物学研究的基础上,结合矿石中主要有价组分--金银的计价结算体系,确立了将金银富集到铜铅精矿中的流程思路,进行了铜铅混合浮选、后选锌、再铜铅分离流程的工艺技术条件研究,采用试验确定的磨矿、1粗2扫1精铜铅混浮、磨矿、2次混合精选、1粗1扫1精铜铅分离、1粗2扫4精浮锌、中矿顺序返回闭路流程,可以获得金回收率达85.92%、银回收率达50.99%的铜精矿和金回收率达5.50%、银回收率达17.49%的铅精矿,金总回收率高达91.42%、银总回收率高达68.48%。     

广西某金矿石选矿工艺试验

广西某含砷金矿石金品位4.20 g/t,含砷1.76%,金主要呈超显微金、胶态金的形态包裹于黄铁矿、毒砂及其次生矿物褐铁矿中,嵌布粒度细,较难选别。为回收该矿石中的金,分别采用直接浸出工艺和浮选-焙烧-浸出工艺进行选矿试验。结果表明：①堆浸直接浸出工艺金浸出率低,在入浸矿石粒度-5 mm时浸出率仅28.48%;②全泥氰化浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 6.58%时,金浸出率34.03%,仍不理想;③浮选-焙烧-浸出工艺在磨矿细度-0.074 mm 5.74%、焙烧温度550 ℃、氰化钠用量1 500 g/t时,可获得金浸出率90.43%的良好指标,可作为确定该金矿石选矿工艺的技术依据。     

低硫含砷金矿石选冶技术方案确定与生产实践

国外某大型金矿,属低硫含砷石英长石型难选冶原生金矿石。通过对矿石特点、选冶试验研究结果的分析,密切结合项目具体实际,为保证项目总体建设方案更加合理,兼顾环保与矿山充填方案,选冶工艺设计采用了三段一闭路破碎、两段闭路磨矿、一段粗磨回路进行重选回收粗颗粒金,二段磨矿后采用一粗一精三扫的浮选流程,重浮金精矿细磨、两浸两洗、锌粉置换、金泥除杂精炼,最终产出成品金的工艺流程。生产实践证明,设计的工艺流程符合矿石性质,产出合格产品,在实际原矿品位比设计品位低27%的情况下,冶炼厂回收率及选冶总回收率达到甚至超过设计指标。特别是作为该国首例生产线,浮选金精矿锌粉置换工艺的成功实施,不仅可以处理本项目浮选金精矿,生产线富余能力还可以收购该国其他类似黄金矿山金精矿进行处理提金,为急需黄金储备的该国黄金行业的发展做出了积极的贡献。     

某斑岩型金铜矿选矿试验研究

介绍了某斑岩金铜矿的矿石性质,针对有用矿物的分布特征制定了金铜混浮选流程,并进行了一段磨矿、粗精再磨、中矿再磨对比试验,粗精再磨闭路流程指标最优,混合精矿产率2.35%、含金40.41g/t、含铜24.08%、金回收率84.40%、铜回收率89.51%。并提出了多收粗粒金的工艺方案。     

辽宁某金矿选矿试验研究

辽宁某含金矿石金品位为3.51g/t,是主要的有价元素,金主要赋存于自然金中,金属矿物主要为磁黄铁矿,非金属矿物主要为石英、钾长石和钠长石等。为确定该矿石的开发利用工艺流程,进行了选矿试验研究。结果表明,在磨矿细度-0.074mm占90%的条件下,以异戊基黄药+BK903G为组合捕收剂,采用分段浮选工艺,获得了两个金精矿产品,总的金精矿品位为66.80g/t,金总回收率为91.73%,选矿指标高于常规浮选工艺。